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1、铁岭市韫达煤矿203综合机械化采煤工作面供电设计说明书目 录前 言5第一章 矿井概况6第一节 矿井自然概况6第二节 矿井生产概况6第三节 203工作面概况7第四节 供电电源8第二章 203综采工作面供电系统拟定9第一节 供电电源系统拟定9第二节 瓦斯监测与通讯系统拟定10第三章 移动变电站、高压低开关选择12第一节 203综采工作面负荷统计12第二节 工作面变压电站负荷统计及负荷分配率计算13第四章 供电系统高低压电缆选择计算15第一节 供电系统中各段电缆截面信号选择15第二节 系统中主要线路的电缆载流量、电压损失校验16第五章 短路点选择与短路电流计算23第一节 短路点的选择23第二节 各短
2、路点短路阻抗、短路电流计算23第三节 三相短路电流、短路容量、热稳定及动稳定校验30第六章 高、低压电气设备的继电保护整定32第一节 地面高压开关继电保护整定32第二节 井下高压开关继电保护整定34第三节 低压开关继电保护整定35第四节 高低压开关灵敏度校验37第七章 安装技术要求41第一节 安装质量和要求41第二节 继电保护整定要求42附表一 各台高压开关继电保护整定表43附表二 各主要段电缆选择一览表44附表三 馈电开关继电保护整定值表44附表四 各台磁力起动器整定值表45附表五 203综采工作面机电设备清册46附 图 1、203综采工作面供电系统图2、203综采工作面机电设备布置图3、2
3、03综采工作面硐室机电设备布置（图一）4、203综采工作面硐室机电设备布置（图二）5、203综采工作面硐室电气设备接线图6、203综采工作面运输系统图7、韫达煤矿地面变电所供电系统改造图8、韫达煤矿中央变电所改造系统图前 言为提高矿井生产能力和矿井机械化水平，我矿决定在井下203工作面安装一套综合机械化采煤设备，为适应综采工作面的供电要求，根据“安全、可靠、经济、合理”的供电设计原则，对203综采工作面供电系统设计如下。一、设计依据1、煤矿井巷工程平面图。2、煤炭工业煤矿设计规范、煤矿安全规程以及国家其它现行的有关煤炭项目建设的技术法规和技术政策3、井工煤矿初步设计安全专篇编制导则4、煤矿建设
4、工程安全设施设计审查标准（AQ 1055-2008）5、煤矿安全监控系统通用技术要求（AQ62012006）6、煤矿安全监控系统及检测仪器使用管理规范AQ1029-2007。7、203综采工作面已选型设备清册。二、设计原则根据该煤矿现有供电情况结合矿井的开拓布置和生产情况，依据“系统可靠、安全、经济，网络简单、操作方便、技术合理”的原则进行矿井供电设计 第一章 矿井概况 第一节 矿井自然概况一、位置与交通铁岭市韫达煤矿位于铁岭市西北12km，铁岭县镇西铺营盘村北，行政区隶属镇西堡镇管辖。井田南部1.5km有铁康公路，井田南部2.5km有铁岭至大青站国铁通过，交通便利。二、自然地理、气候与地震本
5、井田范围内为低山剥蚀丘陵和河流冲积平原，井田内地形属平坦。井田范围内地形标高在+80+90m。本区属季风型大陆气候，春级干旱小雨，多西南风，风力可达6-7级，夏季炎热多雨，最高温度+33C，最低温度-32。冻结期自10月末至次年3月，冻结厚度1m左右。年降雨量1009mm，最大月降雨量262mm。该地区为农业区，农作物以高粱、玉米、谷子、大豆为主。地方工业以开发煤炭资源为主。地区地震活动强度小，地震烈度为度区。第二节 矿井生产概况开拓方式及主要巷道布置：该矿井为斜井片盘开拓方式，现有一对斜井，斜井位于井田东部。井口标高+82.36m，井底标高-100m，主井提升斜长586m，倾角18斜井串车混
6、合提升方式。工作面主要设备203综采工作面采用MG200/456-WD1型采煤机落煤，工作面采用SGZ730/320型刮板运输机、运输顺槽采用SGZ730/132转载机和SSJ-800/240皮带运输机，工作面采用ZY4000/10/23型液压支架支护。一、矿井通风方式矿井采用中央并列抽出式全负压通风，在西风井地面安装主、备通风机各一台，型号均为BDK-4-13对旋风机，电动机容量为552KW。安装瓦斯抽放泵两台。二、矿井提升方式矿井提升主井为混合提升井，提升方式为斜井串车单勾提升方式，主井安装一台JK2/20型矿用提升绞车，电动机功率为240KW，电压6000V，绞车最大静张力为6000kg
7、，使用67+1NF-28mm钢丝绳，钢丝绳破断拉力为479KN，井筒斜长596m，井筒倾角18，每次提升煤车7辆。三、矿井排水矿井采用一段集中排水，水泵房设置两台100D-457性水泵，一台工作，一台备用。电动机功率为132kw,排水能力为60m/h，扬程为315m。实际排水高度为183m。沿主井铺设两条直径为133mm钢管排水管路。矿井正常涌水量40m3/h最大涌水量70m3/h，水仓容积600m3。第三节 203工作面概况（1）、工作面走向长度：600m；工作面长度：100m。（2）、预计开采时间：2011 年11 月中旬（3）、预计结束时间：2011 年3月（4）、生产能力7万吨/月（5
8、）、采区瓦斯浓度：高瓦斯。（6）、煤层预计发火期：3-6月（7）、工作面通风方式：全负压通风第四节 供电电源该矿高压进线供电系统为双回路供电，其中一回路引自大青二次变电站配出的10KV西煤线供电线路，电压等级为10KV，另一条线路引自铁岭电业局团结变电所配出的10KV营盘线线路，供电电压10KV。 第二章 203综采工作面供电系统拟定 第一节 供电电源系统拟定一、6000V供电系统拟定由中央变电所农电段母线配出一根MYJV-6000 3*70 高压电缆至203工作面机电硐室。在机电硐室内安装一台BGP9L-6型400A高压开关，分别控制两台容量分别为800KVA，一台容量为315KVA变压器。
9、采用高压电缆由高压开关负荷侧串联接至各台变电站。二、1140V供电系统拟定 该工作面的1140v用电设备分别是：工作面运输机、采煤机、乳化液泵、喷雾泵、转载机、破碎机。其中乳化液泵和喷雾泵设置在机电硐室内，采用远方供电、供液方式。分别引自两台KSGZY-800/1140变电站供电，当一台变电站低压侧发生故障时，可开动另外一台乳化液泵或喷雾泵。保证工作面不间断供液和喷雾用水。工作面内的采煤机和破碎机采用一条MYP-1140 3*120+1*25聚氯乙烯绝缘聚氯乙烯护套屏蔽电缆供电，工作面内的转载机和工作面运输机采用一条MYP-1140 3*120+1*25聚氯乙烯绝缘聚氯乙烯护套屏蔽电缆供电。在
10、串车平车上分别安装两台KBZ-630型馈电开关作为两根MYP-3120+125型电缆引入的馈电开关。三、660V供电系统拟定工作面660V设备包括调度绞车、运输顺槽皮带机、信号照明综合保护、皮带机张紧绞车电机、煤电钻综合保护等。由在机电硐室设置得一台KSGZY-315/0.69型移动变电站作为工作面660V供电电源。工作面运输顺槽皮带机、各台调度绞车、串车上的660V设备、工作面照明、回风顺槽各台绞车分别引自该变电站的低压侧。其中皮带机电源由变电站单独引出一条MY-1000 350+116型橡套电缆向皮带机供电。在变电所内安装一台KBZ-200型馈电开关，配出一条MY-1000 350+116
11、型橡套电缆供运输顺槽和串车660V设备。在机电硐室内安装一台KBZ-200型馈电开关作为回风顺槽和硐室照明用的总开关。在回风顺槽的入口设置一台KBZ-200型馈电开关作为回风顺槽的电源总开关。各台调度绞车控制开关一律选用QBZ-1140/660型磁力起动器。第二节 瓦斯监测与通讯系统拟定一、瓦斯监测供电系统拟定瓦斯监测电源引自中央变电所的风机专用电源变压器。现已形成的203工作面瓦斯监测系统电源作为机电硐室的瓦斯监测电源。瓦斯监测的断电方式为切断工作面高压控制开关的负荷侧电源，即与硐室内的高压开关联锁，当工作面瓦斯超限时，工作面机电硐室内的高压开关动作，切断工作面所有动力电源。瓦斯监测由设在机
12、电硐室内的监测分站实现监测。二、矿井通讯分别在机电硐室、203工作面运顺皮带头、工作面串车处设直通矿调度的电话。在工作面串车安装一台KTC102型矿用集中通讯控制台。工作面串车处、转载机处、工作面内每隔15m设置带有集中控制与闭锁的载波电话，采用专用通讯电缆连接。机电硐室、乳化液泵、皮带机机头设置载波通讯电话（可采用一般型电缆连接，不需要闭锁功能）三、配电点设置1、机电设备硐室高、低压设备；2、运输顺槽皮带机配电点 ；3、运顺各台绞车配电点；4、运顺串车配电点；5、回顺入口配电点；6、回顺各台绞车配电点。四、工作面运回顺照明、信号、控制系统拟定工作面设备的控制均有设在移动变电列车上的KCT10
13、1集中控制台完成。安装时要在电缆捆中铺设控制线。工作面照明干线线路一律采用MY-1000 3*4+1*4电缆。皮带机综合保护干线选用MY-1000 72.5电缆。皮带机保护机头、机尾跑偏开关控制线、皮带机沿线停车控制线、皮带机沿线信号线。工作面串车集中控制台要实现集中和就地分别控制。五、工作面供电系统和设备布置拟定见韫达煤矿203综采工作面供电系统图韫达煤矿203综采工作面机电设备布置图韫达煤矿综采工作面机电设备硐室布置图、韫达煤矿机电设备硐室供电系统接线图、203工作面调度绞车运输系统图。第三章 移动变电站、高压低开关选择与负荷计算第一节 203综采工作面负荷统计一、工作面1140V全部负荷
14、统计设备名称设备规格型号（电动机型号）电机台数额定装机功率KW功 率因 数实际运行功率Kw单机工作电 流需用系数轮式破碎 机PLM-1000 （YBY550）11100.87110123.50.7桥式转载 机SZB-730/132（YSB-160）11320.911320.88乳化液泵 站BRW-315/31.522*2000.932000.64工作面运输 机SGZ-730/320（KBY-680-160B）22*1600.873200.89喷 雾泵 站BPW250/6.322*370.84370.65采煤机MG200/456-WD1510022+252+5.50.874560.7合计1214
15、921255二、工作面660V供电系统全部负荷统计设备名称规格型号电 机台 数额定装机功率KW功率因数运行功率KW单机工作电流A需用系数运输顺槽皮带机SSJ-800/2*4022400.86800.85运输顺槽调度绞车JD-11.4(YB-11.4)22*11.40.8022.80.5运输顺槽调度绞车JD-25(YB-25)1250.82250.45运顺回柱绞车JH2-141170.81170.45回顺调度绞车JD-11.4111.40.8011.40.45回顺调度绞车JD-251250.82250.45皮带机张紧绞车4.50.854.50.4信号照明综合保护XZZ-4.05200.80200
16、.52合计18205.7205.7第二节 工作面变压电站负荷统计及负荷分配率计算一、变电站负荷率计算供转载机KSGZY-800移动变电站负荷率计算转载机回路总负荷=320+132+200+37=689KW供转载机回路的移动变电站满足要求。同理可计算供采煤机回路变电站负荷率93.6%。采煤机回路变电站负荷率偏高，但根据实际运行经验，该变电站能够满足要求。供工作面660V设备的KSGZY-315/0.69变电站负荷率计算。 =205.7 （一）各变电站的负荷率及其变电站的技术数据编号型 号容量KVA电压KV短路阻抗空载电流铜损耗KVAR铁损耗KVAR几何尺寸L*W*H重量T2KSGZY-80080
17、06/1.25.51.5520023003750110016205.83KSGZY-8008006/1.25.51.5520023003750110016205.84KSGZY-3153156/0.694%2.5230013003180*1100*12303（二）、变电站负荷率计算表编号型 号容量KVA计 算负 荷kwh需 用系数kx功率因数cos实际负荷KW负荷率%2KSGZY-8008006890.70.75482.380.383KSGZY-8008008070.70.75564.994.154KSGZY-315315205.70.70.7514461二、控制设备的选择（一）、高压开关的选
18、择序号设备名称规格型号用 途备 注1、高压防爆开关BGP9L-400中央变电所农电线路总开关中央变电所2、高压防爆开关BGP9L-400中央变电所市电线路总开关中央变电所3、高压防爆开关BGP9L-400中央变电所供机电硐室总开关中央变电所4高压防爆开关BGP9L-400硐室进线总开关机电硐室（二）、1140V、660V低压馈电开关和磁力起动器选择编号设备名称规格型号用 途安装位置2、12馈电开关KBZ-200/1140乳化液泵回路总开关硐室18馈电开关KBZ-200/1140运输顺槽660V总开关硐室24馈电开关KBZ-200/660工作面串车总开关串车29馈电开关KBZ-200/660运输
19、顺槽皮带机配电点总开关皮带头33馈电开关KBZ-200/660硐室控制回风顺槽总开关硐室35馈电开关KBZ-200/660回风顺槽入口总开关回风入口15馈电开关KBZ-630/1140采煤机回路总开关串车8馈电开关KBZ-200/1140转载机回路总开关串车6、13磁力起动器QJZ-200/1140乳化液泵开关起动开关硐室7、14磁力起动器QJZ-120/1140喷雾泵起动开关硐室10、11磁力起动器QJZ-315/1140运输机起动开关串车16磁力起动器QJZ-400/1140采煤机起动开关串车17磁力起动器QJZ-129/1140破碎机起动开关串车20#共9台磁力起动器QBZ-80N/66
20、0调度绞车起动开关信号照明保护ZXZ-4 127信号及照明见图煤电钻综合保护ZZL-4.0 127工作面电钻串车其他660v设备的选择见203综采工作面供电系统图第四章 供电系统高低压电缆选择计算第一节 供电系统中各段电缆截面信号选择根据设备容量初步选择供电系统中的各主要段电缆如下表。其他各段电缆见供电系统图。序号起 止 段型 号长 度m长期允许电流（A）1中央变电所机电硐室高压电缆MYJV22-6000 3959502752中央变电所机电硐室高压电缆MYJV22-6000 3709502173机电硐室皮带机配电点干线MY-1000 3*50+1*16601734机电硐室串车660V馈电开关M
21、Y-1000 3*50+1*165701735机电硐室串车采煤机馈电开关MYP-1140 3*120*1*256202756机电硐室串车运输机馈电开关MYP-1140 3*120*1*256202757机电硐室工作面回顺后三角点MY-1000 3*25+1*167201138串车采煤机开关采煤机MCP-11403*95+1*25+4*42652609运输机开关-运输机前部电机低速MYP-1140 3*35+1*1014017310运输机开关-运输机前部电机高速MYP-1140 3*50+1*1614011运输机开关-运输机机尾电机低速MYP-1140 3*35+1*1024017312运输机开
22、关-运输机机尾电机高速MYP-1140 3*50+1*1024017313串车转载机开关-转载机电机MYP-11403*50+1*166017314串车破碎机开关-破碎机电机MYP-11403*35+1*108513815各台调度绞车负荷电缆MY-1000 3*16+1*6见图86其他各段电缆见供电系统图本设计分别对以下电缆的载流量进行校验，其它电缆不需校验均能满足要求。选择的电缆满足设备的长期允许电流要求、满足正常工作和设备起动时的电压要求、高压电缆满足热稳定和动稳定的电流要求。1、中央变电所至203工作面机电硐室高压电缆2、机电硐室到串车运输机馈电开关的干线电缆3、串车采煤机开关到采煤机电
23、缆4、工作面运输机负荷电缆5、转载机和破碎机负荷电缆6、运输顺槽660V干线电缆7、回风顺槽660V干线电缆第二节 系统中主要线路的电缆载流量、电压损失校验地面至中央变电所、中央变电所至机电硐室高压电缆校验1、按正常工作电流校验因此设计采用1600KVA变压器直接供综采工作面，该电缆的正常工作负荷为整个工作面的所有正常工作负荷之和，其中1140V负荷为1255KW，660V负荷为205.7KW。 经计算该电缆的实际工作电流为：114.58A，小于电缆允许长期工作电流275A。按正常工作电流校验合格。2、按正常工作电压损失校验（1）、地面SCB-1600/10/6型变压器的电阻及电抗计算根据变压
24、器参数表可得SCB-1600 10/6KV变压其技术数据如下：空载损耗P0=2450KVAR， 负载损耗PF=11730kw，阻抗电压百分数UD%=6%。变压器的直流电阻、电抗、阻抗为：（2）、地面变电所到中央变电所的电缆电阻、电抗、阻抗电缆为MYJV22-6000 395型,电缆长度950m。单位公里电阻：R0=0.22单位公里电抗：X0=0.085电缆电阻：R1=0.220.95=0.209电缆电抗：R1=0.0850.95=0.08075（3）、中央变电所到机电硐室高压电缆电阻及电抗单位公里电阻：R0=0.305单位公里电抗：X0=0.089电缆电阻：R1=0.3050.9=0.2745
25、电缆电抗：R1=0.0890.9=0.08（4）、变压器电压损失计算变压器正常工作电流为114.58A则变压器的电压损失为（5）、地面至中央变电所电缆电压损失计算（6）、中央变电所至机电硐室高压电缆电压损失（7）、6000V侧全部电压损失为75%,按电压损失计算合格。根据以上计算，运输机起动时的电压为额定电压的79.7%，由于运输机的配套电机为2*160KW，出厂长度为按运输机长度是200M设计，实际安装长度为100m，所以运输机的需用系数应较低，起动电压应高于计算值，控制运输机的开关能够可靠吸合。其他回路起动电压不需计算能够满足要求。第五章 短路点选择与短路电流计算 第一节 短路点的选择选择
26、短路点的原则是按电气最远点进行选择，本设计对各主要回路均进行了选择，其目的是合理整定供电系统中的高低压开关，保证供电系统发生故障时，继电保护动作可靠。保证继电保护动作的合理性、准确性，并具有选择性。系统短路点选择选择D1点为中央变电所至机电硐室高压开关电源侧，目的是校验中央变电所到硐室高压电缆末端短路时的继电保护灵敏度。选择D2点为机电设备硐室KSGZY-800/6/1.2变电站出口短路，校验硐室内高压开关灵敏度。选择D3点为运输机机尾电机接线端子短路，校验运输机控制开关的灵敏度。选择D4点为采煤机电机接线端子短路，校验采煤机控制开关的灵敏度选择D5点为运输顺槽回柱绞车电机接线端子短路，校验机
27、电设备硐室馈电开关灵敏度。选择D6点为回风顺槽后三角点JD-25绞车接线端子短路，校验回风顺槽入口处馈电开关灵敏度。 第二节 各短路点短路阻抗、短路电流计算一、机电硐室D1点短路回路阻抗及短路电流计算D1点短路回路包括地面变电所至中央变电所高压电缆阻抗、中央变电所至机电设备硐室高压电缆阻抗，地面变电所SCB-1600型变压器阻抗。其中变压器、电缆组抗在第四章已经计算，数据如下：地面变电所至中央变电所的高压电缆阻抗电缆电阻：R1=0.220.95=0.209电缆电抗：R1=0.0850.95=0.08075中央变电所到机电设备硐室阻抗电缆电阻：R1=0.3050.9=0.2745电缆电抗：R1=
28、0.0890.9=0.08因此该点短路时系统总阻抗为D1点短路阻抗D1点两相短路电流二、机电硐室KSGZY-800/1140移动变电站二次出口短路阻抗及电流计算（一）、变压器出口电路电阻及电抗（二）、变压器出口两相短路电流三、工作面运输机机尾电机电缆（D3点）短路阻抗及短路电流计算（一）短路回路阻抗计算1、变压短路阻抗计算（前节已计算）数据如下：2、运输机干线电阻、电抗RL=0.10168XL=0.034723、运输机机尾电机支线电阻RZ=0.24*0.616=0.14784XZ=0.24*0.084=0.02016短路回路总阻抗（二）、D3点短路电流四、采煤机电机电缆（D4点）短路阻抗及短路
29、电流计算（一）、采煤机变电站电阻及电抗计算2、采煤机干线电阻及电抗RL=0.10168XL=0.034723、采煤机支线电阻及电抗R2=0.247*0.265=0.065455X2=0.056*0.62=0.014844、采煤机回路总电阻及电抗R=Rb+R1+R2=0.0117+0.10168+0.065455=0.1788X=XB+X1+X2=0.0983+0.03472+0.01484=0.147865、采煤机回路总阻抗（二）、采煤机电机接线盒处电缆短路短路电流计算 拉放串车回柱绞车负荷电缆末端（D5点）短路阻抗及短路电流计算（三）、KSGZY-315移动变电站的电阻及电抗计算 1、 根据
30、变电站的短路阻抗电压Ud=4%，Pcu负载损耗2300W、Pfe=1300VAR。按上述相同方法可计算出变压器的直流电阻为：Rb=0.0101 Xb=0.0682Zb=0.0692、变电站至工作面串车干线电缆电阻及电抗电缆电阻及电抗 3、回柱绞车支线电阻及电抗4、回柱绞车回路总电阻、电抗、阻抗（二）、回柱绞车电缆末端短路电流回风顺槽电缆末端D6点短路电流计算1、变压器电阻及电抗：Rb=0.0101 Xb=0.06822、干线电缆电阻及电抗3、支线电阻及电抗R2=1.370.015=0.02X2=0.090.015=0.001354、回路总电阻、电抗D6点两相短路电流根据以上计算各短路点短路电流
31、计算统计表如下：47编号短路名称短路点阻抗短路点平均电压V两相短路电流A三相短路电流A短路电流冲击值稳态值A短路容量MVA开关断流能力A校验结果D1入井高压电缆末端1.5463002045 2352 3575 39.01 合格D2移动变电站二次出口0.09911405757 6621 10063 19.87 9000合格D3工作面运输机机尾电机0.302711401882 2164 3290 6.50 9000合格D4采煤机电机0.23211402456 2824 4293 8.48 9000合格D5运顺660电缆末端0.3584660920 1058 1608 1.84 7500合格D6回风
32、后三角点0.6655660495 569 865 0.99 7500合格D1D6点短路电流计算结果表第三节 三相短路电流、短路容量、热稳定及动稳定校验本设计以D1点短路计算为例，说明计算方法，其他各点计算从略计算结果见短路点短路电流计算结果表。根据计算D1点的两相短路电流为：2045A。1、则D1点的三相短路电流为：2、D1点的短路电流冲击值得稳态值3、D1点短路电流的最大短路容量4、高压电缆的最小热稳定截面校验（1）、高压电缆热稳定常数：C=75（2）、高压电缆的开关的过电流保护为瞬动，后备保护过电流时间为1秒，因此采用这一级后备保护装置的动作时间所对应的假想时间效验电缆短路的热稳定性。已知
33、系统容量无限大，因此短路电流可能存在的最大假想时间：其中： 高压电缆发生末端三相短路时，要求的最小热稳定截面为在6000v系统中的最小电缆接面为75mm。所以合格。5、高压开关的动稳定和热稳定校验因系统中的BGP9L-400型高压开关和额定动稳定电流为12.5A，额定动稳定电流：31.5KA额定热稳定电流：12.5KA，经计算系统中尚无超过上述额定电流值的短路点，所以满足系统最大短路电流的稳态值要求。第六章 高、低压电气设备的继电保护整定 第一节 地面高压开关继电保护整定一、地面变电所保护1600KVA变压器的高压开关继电保护整定1、保护该变压器的一次侧高压开关柜为XHGN17型开关柜，该开关
34、柜的电流互感器将在变电所改造后更换为150/5型电流互感器，因此按开关的额定电流为150A计算。2、整定计算基础数据（1）、开关互感器变比150/5（2）、开关的接线方式为不完全星形接线，接线系数为1.（3）、该变压器所带最大负荷为203综采工作面的采煤机，采煤机的额定功率为456KW。3、整定计算的需要说明的问题（1）、变压器速断保护值计算，应按保护变压器二次出口短路电流值计算，但是考虑变压器二次出口短路电流值过大，不利于保护6000V系统其他故障，且该变压器保护不具备差动保护功能，不能有效保护变压器的匝间短路，为了提高灵敏度，此设计按该开关躲过系统中最大设备起动时的最大电流整定。（2）、系
35、统中最大设备（采煤机）起动时，线路总电流值计算 （3）、折算到变压器一次侧的电流值4、速断保护应整定为(其中1.4为可靠系数)继电器的速断保护整定倍数为386/150=2.6倍，取整数为3倍。5、过负荷整定按被保护的变压器一次侧电流整定 继电器保护整定为：应整定倍数为：110/150=0.76倍，考虑整定阶梯型原则，整定为1倍。过负荷保护整定时限确定：为了防止越级跳闸，对过负荷保护时限整定规定如下：硐室BGP9L-400高压开关整定时限10S中央变电所高压开关时限应大于硐室变电所的高压开关时限5s，因此中央变电所的高压开关整定时限为15S。地面6000V系统的主受开关整定时限为20S，则地面变电所的10KV高压开关过负荷整定时限取2