中国黄金集团内蒙古矿业有限公司
乌努格吐山铜钼矿尾矿库加高扩容工程
初步设计(代可研)说明书
工程代号:【1452-2022】
长春黄金设计院有限公司
长春黄金设计院有限公司
执 行 董 事: 高 金 昌
总 经 理:
张 广 篇
总 工 程 师:
责 任 副 总: 王 晓 民
马 晶 伟
总 设 计 师:
王 兆 博
参加设计人员名单
专业 岗位 姓 名 签名栏
尾矿 专业负责人 马晶伟、王兆博
审 核 何明亮
组 审 高 辉
审 定 邹建伟
概算 专业负责人 张晓兰
审 核 肖 瑶
组 审 姜 娜
审 定 孙国飞
目 录
I
II
项目名称:中国黄金集团内蒙古矿业有限公司乌努格吐山铜钼矿尾
矿库加高扩容工程初步设计说明书。
项目性质:加高扩容工程。
项目规模:二等库。
项目业主单位:中国黄金集团内蒙古矿业有限公司
中国黄金集团内蒙古矿业有限公司隶属中国黄金集团有限公司,是
其上市公司中金黄金股份有限公司控股子公司。该公司成立于 2005 年,
重点开发乌努格吐山铜钼矿项目,该项目是国内著名的超大型采选联合
企业。先后被评为“国家级高新技术企业”、“国家级绿色矿山”、“矿
产资源节约与综合利用先进适用技术推广应用示范矿山”、“国家 CNAS
认证企业”、“全国和谐劳动关系示范企业”等荣誉称号。
乌努格吐山铜钼矿选矿厂工程分二期建设,即一期和二期选厂,选
厂一期工程于 2009 年 9 月建成,二期工程于 2012 年 8 月建成。选矿生
产规模为 2475 万吨/年,即 7.5 万吨/天。目前,已批复的采矿许可证
证载生产规模为 2958 万吨/年,即 8.7 万吨/天。选矿厂已具备同等处
理能力。
乌山属于大型次火山岩斑岩型铜钼矿床,已查明资源量铜金属量
石量 12.72 亿吨,铜金属量 172.19 万吨,钼金属量 43.24 万吨。
现有的一、二期尾矿库均由长春黄金设计院有限公司(原长春黄金
设计院)设计,两座尾矿库一次性规划,分期设计、分期建设。
(1)一期尾矿库历史沿革
有限公司乌努格吐山铜钼矿尾矿库一期工程初步设计安全专篇》通过国
家安全监管总局组织的专家评审,于 2010 年 3 月 3 日取得批复,批复
文件编号:安监总管-函〔2010〕18 号。
一期尾矿库于 2009 年 9 月建成投入运行。目前一期尾矿库坝顶标
高已经达到设计 810m 标高,坝前滩顶标高 804.02-808.21m。设计总库
容 5158 万立方米,剩余有效库容约 230 万立方米,剩余库容可服务约
(2)二期尾矿库历史沿革
限公司乌努格吐山铜钼矿二期扩建工程尾矿库安全设施设计》通过国家
安全监管总局组织的专家评审,于 2017 年 7 月 28 日取得批复,批复文
件编号:安监总非煤项目审字〔2017〕15 号。
二期尾矿库于 2017 年 8 月通过建设单位组织的安全设施竣工验收,
取得安全生产许可证。尾矿库安全运行至今。
二期尾矿库于 2012 年 12 月建成投入运行至今。目前二期尾矿库主
坝坝顶标高已经达到设计 810m 标高,坝前滩顶标高 804.08-809.87m,
设计总库容 22519 万 m3,剩余有效库容约 680 万 m3,还可服务 4 个月。
根据长春黄金设计院有限公司编制的《内蒙古自治区新巴尔虎右旗
乌努格吐山铜钼矿矿产资源开发利用方案》,截至 2024 年末,矿山剩
余服务年限 35.2 年(开发利用方案推荐的生产规模为 2958 万吨/年)。
合计排放尾矿 103080 万吨。现有的一、二期尾矿库不能满足上述尾矿
堆存需求,还需要建设新的尾矿库。目前新的尾矿库已经选址,正在办
理相关手续。受外部条件制约,短期内无法建成。为了解决生产接续,
需要对二期尾矿库进行加高扩容。
乌山尾矿库加高扩容工程性质为过渡工程,用以保证南区尾矿库建
成前企业的正常生产运行。同时项目投产后,根据南区尾矿库的实际进
展情况,企业酌情决定是否提前使用南区尾矿库,终止排矿,降低生产
成本。
乌努格吐山铜钼矿自投产以来一直是当地的利税大户,为地方经济
蓬勃发展、民生美好幸福、民族团结进步做出了积极贡献;同时乌努格
吐山铜钼矿也是中国黄金集团的支柱企业。在南区尾矿库建成投产前,
以适合的方式顺利过渡,维系企业的正常生产,对当地民生和中国黄金
集团的未来发展都是非常必要的。
中国黄金集团内蒙古矿业有限公司乌努格吐山铜钼矿位于内蒙古
自治区满洲里市南西 22km,行政区划属新巴尔虎右旗(即西旗)呼伦镇。
地理坐标:东经 117°15′~117°20′,北纬 49°24′~49°26′30。
专用线路 11.9km。满洲里市为滨洲铁路线终点,有铁路通往国内外,交
通便利。交通位置见图 1.4-1。
图 1.4-1 矿区交通位置图
项目所在地为低山丘陵地貌,山势平缓、地形开阔。采、选、尾等
工业场地集中布置在东西向长约 8km、南北向宽约 4.5km 的条带上,自
西向东依次为采矿工业区、选矿工业区、尾矿库。其中,采矿工业区与
选矿厂、尾矿库工业区分别位于东西两条沟谷内,之间有山脊相隔。选
矿厂与尾矿库位于东侧同一沟谷内,选矿厂在上游、尾矿库在下游。
公司现有一、二期两座尾矿库,均位于选矿厂东侧东西走向的浅沟
内。本次设计仅对二期尾矿库进行加高扩容,二期尾矿库位于一期库下
游,初期坝坝址距离选矿厂直线距离约 3.8km。尾矿库地理位置见图
露天采场 选厂和周边附属设施 尾矿制备车间
二期尾矿库
一期尾矿库
排土场
图 1.4-2 尾矿库地理位置
乌山矿区地处中纬度地区,属于温带半干旱大陆性气候。春季气温
变化较大、过渡快、多大风、较为干旱,平均降水量 32mm;夏季短暂、
温暖、日照时间较长、降雨集中、量大,平均降水量为 212.7mm;秋季
气温下降急剧,霜冻、寒潮相继出现,降水明显减少,平均降水量为
据满洲里气象站 1957~2009 年 53 年资料,年平均降雨量 287.70mm,
最大降雨量 586.40mm(1998 年),最小降雨量 140.40mm(2001 年),
日最大降雨量 97.50mm(1995 年 6 月 20 日),降水量多集中在 5~8 月
份,占全年的 74.3%;年平均蒸发量为 1457.10mm,最大 1833.80mm(1979
年),是降水的 3.2~5.1 倍;年平均气温为-0.7℃,二月份平均气温
为-19.70℃,最低为-42.7℃(1960 年 1 月 16 日),七月份平均气温为
土最大深度为 3.89m(1974 年 2 月 24 日~30 日);风向多为西南风,
风速最大达 40m/s(1968 年),月平均风速 2.6~4.9m/s。
区域内水系不发育,无河流分布,仅在外围有少量沿北西方向成串
分布的淡碱水泡。矿区东南 25km 处有呼伦湖,系大陆型内陆淡水湖,
面积 1820~2315km2,淡水储量丰富,湖面标高 542.05~545.59m,蓄水
量 130 亿 m3。矿区以东 60km 有海拉尔河常年流水,水量较大。
依据《中国地震动参数区划图》(18306-2015)的划分,尾矿库所
在地位于新巴尔虎右旗呼伦镇,该地区地抗震设防烈度为Ⅵ度,二类场
地地震动峰值加速度值为 0.05g。
矿区建有专用公路与 331 国道相连,往北至满洲里市公路里程为
为滨洲铁路线终点,有铁路通往国内外,交通较为方便。
矿区内部各工作区域有柏油路面连接,尾矿泵站至尾矿库和选厂至
尾矿库有简易碎石路面相连。
乌山尾矿库扩建工程是在原有的尾矿库上进行加高,企业已经建有
完备的供电和供水设施。
矿山现有两回 220kV 架空供电线路,
引自呼伦变 220kV 双母线系统,
线径 LGJ-300,供电距离 30km。目前已建成一座 220kV 总降压变电站,
主变 63MVA+80MVA,总降压变电站 220kV 采用 GIS 单母线分段系统,中
压以 35kV 向露天采场、尾矿泵站、水源地供电;以 10kV 分别向磨浮高
压配电室及车间变电所供电。
矿山目前生产用水主要来源:
(1)满洲里市及扎赉诺尔区污水处理厂中水作为生产用水水源,
通过专用管道输送至矿区高位水池(扎赉诺尔至满洲里中水管线 28.5
公里,满洲里至矿区中水 31.5 公里),高位水池中水及循环水自流至
选矿厂及相关生产用水单元使用;
(2)尾矿回水循环利用,采用深锥浓密机和尾矿库内浮船泵站、
坝下回水泵站,实现尾矿回水有效利用;
(3)生活废水利用,现有 2 个污水处理站,即生产区污水处理站
和生活区污水处理站。2 个污水处理站的污水经臭氧氧化、消毒后,补
充到工艺回水系统中。经多年的生产实践,上述水源可完全满足矿山生
产用水需求。
矿山生活用水主要以满洲里市自来水公司供水为主,完全满足生活
需要。
二期尾矿库位于一期尾矿库下游,初期坝址距离选矿厂直线距离约
最终坝长 5985m。二期尾矿库西侧依托一期尾矿库主坝体目前已构成平
地型尾矿库。
图 1.6.3 尾矿库现状平面图
根据《关于印发防范化解尾矿库安全风险工作方案的通知》(应急
〔2020〕15 号)文件要求“头顶库为初期坝坡脚起至下游尾矿流经路径
在二期尾矿库范围内建设,实际可利用面积约 330 hm2,东西方向可利
用长度约 2000m,南北方向可利用长度约 1680m,现有二期尾矿库库址
具备尾矿库加高扩容的条件。尾矿库加高扩容后形成的四面坝体外坡脚
至下游尾矿流经路径 1 公里范围内均无居民或重要设施。二期尾矿库安
全设施均按设计施工和运行,目前尾矿库运行正常。
通过以上分析,二期尾矿库满足加高扩容的要求。
蒙古矿业有限公司乌努格吐山铜钼矿二期扩建工程尾矿库安全现状评
价报告》对乌山尾矿库评价结论如下:
中国黄金集团内蒙古矿业有限公司乌努格吐山铜钼矿二期扩建工
程尾矿库的安全设施与已批复的《中国黄金集团内蒙古矿业有限公司乌
努格吐山铜钼矿二期扩建工程尾矿库安全设施设计》(批复文号:安监
总非煤项目审字〔2017〕15 号)相符,具备《中华人民共和国安全生产
法》及相关法律、法规及国家标准、行业标准规定的安全生产条件。
结合本次扩容设计的特点与企业设计委托的内容,本次设计的原则
如下:
顷;
高度不得超过 50m。
在满足服务年限前提下,尽量降低坝体高度,减少不确定性,确保
尾矿库安全、可靠运行。
(1)
《中华人民共和国矿山安全法》
(中华人民共和国主席令〔1992〕
第 65 号,1993 年 5 月 1 日起施行。中华人民共和国主席令〔2009〕第
(2)《中华人民共和国防震减灾法》(中华人民共和国主席令第 7
号,2009 年 5 月 1 日);
(3)《中华人民共和国固体废物污染环境防治法》(中华人民共
和国主席令第 43 号,2020 年 9 月 1 日);
(4)
《中华人民共和国安全生产法》
(中华人民共和国主席令〔2002〕
第 70 号,2002 年 11 月 1 日起施行。中华人民共和国主席令〔2021〕第
(1)《中华人民共和国矿山安全法实施条例》(中华人民共和国
劳动部令〔1996〕第 4 号,1996 年 10 月 30 日起施行);
(2)《建设工程安全生产管理条例》(中华人民共和国国务院令
〔2003〕第 393 号,2004 年 2 月 1 日起施行);
(3)《安全生产许可证条例》(中华人民共和国国务院令〔2004〕
第 397 号,2004 年 1 月 13 日起施行。中华人民共和国国务院令〔2014〕
第 653 号修正,2014 年 7 月 29 日起施行);
(4)《生产安全事故应急管理条例》(中华人民共和国国务院令
第 708 号,2019 年 4 月 1 日起施行);
(5)《建设工程抗震管理条例》(中华人民共和国国务院令第 744
号,2021 年 9 月 1 日施行);
(6)《中共中央办公厅 国务院办公厅关于进一步加强矿山安全生
产工作的意见》(厅字〔2023〕21 号)。
(1)《建设项目安全设施“三同时”监督管理办法》(国家安全
生产监督管理总局令〔2010〕第 36 号,2011 年 2 月 1 日起施行。国家
安全生产监督管理总局令〔2015〕第 77 号修正,2015 年 5 月 1 日起施
行);
(2)《尾矿库安全监督管理规定》(国家安全生产监督管理总局
令〔2011〕第 38 号,2011 年 7 月 1 日起施行。国家安全生产监督管理
总局令〔2015〕第 78 号修正,2015 年 7 月 1 日起施行);
(3)《生产安全事故应急预案管理办法》(中华人民共和国应急
管理部令第 2 号,2019 年 9 月 1 日施行);
安全生产监督管理总局令〔2015〕第 75 号,2015 年 7 月 1 日起施行);
(5)《非煤矿矿山安全生产许可证实施办法》(国家安全生产监
督管理总局令〔2009〕第 20 号,2009 年 6 月 8 日起施行。国家安全生
产监督管理总局令〔2015〕第 78 号修正,2015 年 7 月 1 日起施行)。
(1)
《关于金属与非金属矿山实施矿用产品安全标志管理的通知》
(安监总规划字〔2005〕83 号);
(2)《生产安全事故应急预案管理办法》(国家安全生产监督管
理总局令〔2016〕88 号,2016 年 7 月 1 日起施行。中华人民共和国应
急管理部令〔2019〕第 2 号修正,2019 年 9 月 1 日起施行);
(3)《关于印发防范化解尾矿库安全风险工作方案的通知》(应
急〔2020〕15 号,2020 年 2 月 21 日);
(4)
《关于加强非煤矿山安全生产工作的指导意见》
(矿安〔2022〕
(5)《金属非金属矿山重大事故隐患判定标准》(国家矿山安全
监察局,矿安〔2022〕88 号,2022 年 9 月 1 日起施行);
(6)《国家矿山安全监察局综合司关于加强模袋法尾矿堆坝安全
生产工作通知》(矿安综函〔2023〕175 号,2023 年 8 月 3 日);
(7)《非煤矿山建设项目安全设施重大变更范围》(国家矿山安
全监察局,矿安〔2023〕147 号,2023 年 11 月 14 日);
(8)《金属非金属矿山重大事故隐患判定标准补充情形》(国家
矿山安全监察局,矿安〔2024〕41 号,2024 年 4 月 23 日);
(9)《国家矿山安全监察局关于进一步加强非煤矿山安全生产行
政许可工作的通知》(国家矿山安全监察局,矿安〔2024〕70 号,2024
年 6 月 28 日)。
(1)《关于印发内蒙古自治区非煤矿山建设项目安全设施“三同
时”监督管理办法的通知》(内安监管一字〔2016〕177 号);
(2)《内蒙古自治区防范化解尾矿库安全风险工作实施方案》(内
蒙古自治区应急管理厅,2020 年 6 月 22 日);
(3)《内蒙古自治区安全生产条例》(内蒙古自治区第十三届人
民代表大会常务委员会第三十八次会议修订,2023 年 1 月 1 日实施)。
(1)《岩土工程勘察规范》(GB 50021-2001,2009 版);
(2)《水工建筑物抗冰冻设计标准》(GB/T 50662-2011);
(3)《构筑物抗震设计规范》(GB 50191-2012);
(4)《尾矿设施设计规范》(GB 50863-2013);
(5)《尾矿设施施工及验收规范》(GB 50864-2013);
(6)《土工合成材料应用技术规范》(GB 50290-2014);
(7)《防洪标准》(GB 50201-2014);
(8)《土工合成材料应用技术规范》(GB/T 50290-2014);
(9)
《尾矿库在线安全监测系统工程技术规范》
(GB 51108-2015);
(10)《中国地震动参数区划图》(GB 18306-2015);
(11)《尾矿堆积坝排渗加固工程技术规范》(GB 51118-2015);
(12)
《水电水利工程振冲法地基处理技术规范》
(DL/T 5214-2016);
(13)《水工建筑物抗震设计标准》(GB 51247-2018);
(14)《溢洪道设计规范》(SL 253-2018);
(15)
《水电工程软弱土地基处理技术规范》
(NB/T 10343-2019);
(16)《尾矿库安全规程》(GB 39496-2020);
(17)《一般工业固体废物贮存和填埋污染控制标准》(GB
(18)《尾矿堆积坝岩土工程技术标准》(GB/T 50547-2022);
(19)《尾矿库安全监测技术规范》(AQ 2030-2010);
(20)《碾压式土石坝设计规范》(SL 274-2020)。
(1) 选矿规模:87000t/d;
(2) 选矿工艺:SABC 碎矿—混合浮选—混合精矿再磨分选;
(3) 尾矿产率:99%;
(4) 工作制度:340d/a,3 班/d,8h/班;
(5) 尾矿粒度:
表 1.7.3.1 尾矿粒径组成表
-0.1~ -0.074~ -0.043~
d(mm) +0.2 -0.2~+0.1 -0.028
+0.074 +0.043 +0.028
d(平均) 0.02 0.15 0.087 0.0585 0.0355 0.014
产率
(%)
加权平均粒径 dP=0.0604mm
(6)尾矿重量浓度:入库尾矿浓度 60%-66%;
(7)原矿真比重:2.70;
(8)固体废物类别:属于Ⅰ类一般工业固体废物。
(1)库区 1:1000 现状地形图;
(2)库区及周边地区 1:50000 地形图。
《黑龙江省水文图集》(1972 年版)。
(1)《中国黄金集团内蒙古矿业有限公司乌努格土山铜钼矿二期
扩建工程初步设计说明书》(长春黄金设计院,工程号:936-2010,
(2)《中国黄金集团内蒙古矿业有限公司乌努格吐山铜钼矿二期
扩建工程尾矿库安全设施设计》(长春黄金设计院,2017 年 7 月);
(3)《中国黄金集团公司内蒙古矿业有限公司乌努格吐山铜钼矿
二期扩建工程(含尾矿库)安全设施设计安全许可意见书》(安监总非
煤项目审字〔2017〕15 号,国家安全生产监督管理总局,2017 年 7 月
(4)《内蒙古自治区新巴尔虎右旗乌努格吐山铜钼矿矿产资源开
发利用方案》(长春黄金设计院有限公司,2022 年 5 月);
(5)《中国黄金集团内蒙古矿业有限公司乌努格吐山铜钼矿尾矿
库东侧排水系统质量检测报告》(沈阳兴禹水利建设工程质量检测有限
公司,2024 年 1 月);
(6)《中国黄金集团内蒙古矿业有限公司乌努格吐山铜钼矿尾矿
库排水管封堵质量检测报告》(沈阳兴禹水利建设工程质量检测有限公
司,2024 年 1 月);
(7)《中国黄金集团内蒙古矿业有限公司乌努格吐山铜钼矿尾矿
库加高扩容工程可行性研究报告》(长春黄金设计院有限公司,2024 年
(8)《中国黄金集团内蒙古矿业有限公司乌山铜钼矿尾矿库加高
扩容工程地质勘察项目岩土工程勘察技术报告书<详细勘察>》(中冶沈
勘秦皇岛工程设计研究总院有限公司,2024 年 10 月);
(9)《中国黄金集团内蒙古矿业有限公司乌努格吐山铜钼矿尾矿
库加高扩容工程安全预评价报告》(北京中职安康科技有限公司,2024
年 10 月);
(10)《中国黄金集团内蒙古矿业有限公司乌努格吐山铜钼矿尾矿
库加高扩容工程三维渗流分析报告》(应急管理部信息研究院,2024 年
(11)《中国黄金集团内蒙古矿业有限公司乌努格吐山铜钼矿尾矿
库加高扩容工程地震动力稳定性分析报告》(应急管理部信息研究院,
(12)《中国黄金集团内蒙古矿业有限公司乌努格吐山铜钼矿尾矿
库加高扩容工程西侧坝体筑坝区域坝基处理试验段工程试验研究报告》
(中国京冶工程技术有限公司,2024 年 11 月)。
本次设计内容包括:尾矿库扩容方案、扩容方案所采用安全设施并
论证其安全性、尾矿输送及回水设施的能力校核等设计内容。
根据选矿厂 87000t/d 的生产规模,尾矿产率 99%,
工作制度 340d/a,
年排尾矿量 2928×104t 计算,尾矿堆积干密度 1.45t/m3,每年尾砂堆存
所需库容为 2020×104m3。
根据目前乌山尾矿库采用高浓度湿排工艺的实际运行情况及企业
所在地区的严重缺水的现状,本次设计尾矿仍采用高浓度湿排的工艺。
本次扩容设计利用原尾矿库的坝体、二期尾矿库第三套排水设施、
二期尾矿库主坝侧下游回水泵站、尾矿输送、尾矿脱水、尾矿回水及原
尾矿库的附属设施。新建工程包括:尾矿库加高坝体、尾矿库排洪设施、
库内回水设施、尾矿库监测设施及道路等附属设施。
表 1.9.3 利旧设施表
序号 利旧设施 备注
一期尾矿库小部分初期坝、堆积坝;
二期尾矿库东侧坝体、北侧坝体和南侧坝体。
原坝下回水池 30 万 m ,压坡后剩余约 20 万 m ,维持现有坝下回水泵
设置 2 台 1 用 1 备,单台设备能力 450m /h。
尾矿低浓度输送(选厂到深锥浓密脱水车间),
据输送位置新增部分管路。
公司现有一、二期两座尾矿库,均位于选矿厂东侧东西走向的浅沟
内。本次设计仅对二期尾矿库进行加高扩容,二期尾矿库位于一期库下
游,初期坝坝址距离选矿厂直线距离约 3.8km。
尾矿库区为丘陵地貌,沟谷地势平缓开阔,沟口最低标高 716m、周
边山脊最大标高 810.00m,坝高 94m。库区主沟近 EW 走向,北、西、南
三面环山,形成封闭的天然盆地。两座尾矿库库区覆盖范围的沟谷全长
尾矿库区周边均为草原,尾矿库西北侧有矿山自身的选矿厂、生产
辅助区及尾矿制备车间等设施。库区下游 1 公里范围之内无居民,无重
要厂矿、交通等设施。
二期尾矿库于 2012 年 12 月建成投入运行至今。目前二期尾矿库主
坝坝顶标高已经达到设计 810m 标高,坝前滩顶标高 804.08-809.87m,
设计总库容 22519 万 m3,剩余有效库容约 680 万 m3,还可服务 4 个月。
尾矿库东侧坝体、南侧坝体及北侧坝体下游 1 公里无其他民居、工矿企
业和交通等重要设施;西侧与建筑物距离均超过 1 公里。尾矿库与周围
重要设施距离满足《关于印发防范化解尾矿库安全风险工作方案的通知》
(应急〔2020〕15 号)文件要求。
(1) 原设计选矿规模:75000t/d;
(2) 选矿工艺:SABC 碎矿—混合浮选—混合精矿再磨分选;
(3) 尾矿产率:99%;
(4) 工作制度:330d/a,3 班/d,8h/班;
(5) 尾矿粒度:见表 2.2.1;
表 2.2.1 尾矿粒径组成表
-0.1~ -0.074~ -0.043~
d(mm) +0.2 -0.2~+0.1 -0.028
+0.074 +0.043 +0.028
d(平均) 0.02 0.15 0.087 0.0585 0.0355 0.014
产率(%) 2.35 15.15 15.35 16.48 13.51 37.16
加权平均粒径 dP=0.0604mm
(6)尾矿重量浓度:入库尾矿浓度 60%-66%;
(7)原矿真比重:2.70;
(8)固体废物类别:属于Ⅰ类一般工业固体废物。
二期尾矿库于 2010 年设计,2012 年 12 月底投入运行。二期尾矿库
位于一期库下游,主坝初期坝位于选厂东侧直线距离 3.8km 处。该尾矿
库设计最终坝顶标高 810.00m,最大坝高 94m,总库容 22519 万 m3,该
尾矿库为二等库。
受地形高度限制,二期尾矿库运行中后期需在东、南、北三面筑坝,
西侧依托一期尾矿库坝体构成平地型尾矿库。
(1)尾矿坝
① 初期坝
尾矿库共 3 条坝体围合而成,按照坝体所在方位称为东侧、南侧、
北侧坝,其中东侧坝体位于库区所在沟谷底部为主坝,南侧、北侧位于
山脊附近,为副坝。
二期尾矿库东侧、南侧和北侧均设有初期坝,其中南副坝与主坝连
为一体,北副坝相对独立。其各侧初期坝顶标高均为 770m,坝高分别为
主坝初期坝为透水堆石坝,坝长 1195m,设计坝顶宽 8m,内、外坡
坡比均为 1:2.5,坝体上游坡面、标高 732m 以下设 1.0mm 厚复合土工膜
防渗层;标高 732m 以上为土工布反滤层。上游坡面防渗层和反滤层均
设有砂砾石保护层。主坝初期坝下游坡面均采用碎石护坡。
南副坝坝段初期坝坝长 960m。该侧初期坝上游坡均设 0.5mm 厚复合
土工膜防渗层,防渗层上下均设砂砾石保护层。南副坝初期坝下游坡采
用碎石护坡。
北副坝初期坝坝长 1210m。坝顶宽 8m,内、外坡坡比均为 1:2.5,
该初期坝上游坡设 0.5mm 厚复合土工膜防渗层,防渗层上下均设砂砾石
保护层。北副坝初期坝采用碎石护坡。
初期坝以下全库容 7380 万 m3。
② 堆积坝
堆积坝采用上游法堆筑,设计堆高 40m(标高 770m-810.00m),平
均堆积坡比 1:4,沿东、南、北三侧筑坝,最终坝长 5985m。
依据北京宏冶安泰环境岩土技术中心所做的筑坝试验研究,最初二
期尾矿库的子坝拟采用大池填筑坝法堆筑。即在初期坝蓄满尾矿的沉积
滩面上采用模袋筑梗形成 5m 高的围堰,并利用全尾矿充填构筑 5m 高的
单级子坝,以此类推,最终堆坝至设计标高 810.00m。设计的内梗高 5m,
顶宽 3m,外坡比为 1:2.0,内坡比 1:1.5;外梗高 5m,顶宽 10m,外坡
比为 1:2.0,内坡比 1:1.5;隔梗高 5m,顶宽 3m,内、外坡比为 1:1.5;
内、外梗坝顶轴线间距 73.5m,隔梗坝顶轴线间距 250m。
受尾矿性质和气候条件限制,实际堆筑中仅进行了一级子坝的大池
填法筑坝(标高 770m-775m),筑坝过程中,内、外、隔梗均已完成,
充填尾矿时陆续进入冬季,池内尾矿充填高度 3-4m,且无法固结,故一
期子坝内尚未充满尾矿的部分采用废石回填至标高 775m,考虑到后期排
渗需要,废石回填部分采用土工布包裹,形成排渗褥垫层。
根据筑坝工业试验虽然池填法筑坝试验失败,但模袋筑埂是可行的。
设计结合实际情况,对子坝填筑进行了优化,即自坝顶标高 775m 起,
夏季(5 月-10 月)先采用模袋堆筑 5m 高的宽顶子坝至坝顶标高 780m,
由于夏季施工期短,不足部分有石料填补;冬季(11 月-4 月)在模袋
子坝上部再堆筑 5m 高的废石子坝至坝顶标高 785m,
一年筑坝高度 10m,
可以满足 2 年左右的贮存尾矿量。在上述子坝蓄满尾矿后,
仍采用模袋、
废石子坝交替筑坝方式加高坝体,直至最终坝顶标高 810m。各级子坝堆
筑情况详见表 2.2.2。
表 2.2.2 各级子坝筑坝工程详情
标高(m) 子坝堆筑方式 设计参数
外埂:外坡比为 1:2.0,内坡比 1:1.5,顶宽 10m;
池填法 内埂:外坡比为 1:2.0,内坡比 1:1.5,顶宽 3m;
(埂为模袋堆筑) 隔埂:内坡比 1:1.5,顶宽 3m;
顶宽 80m、底宽 100m。
(2)库内排洪设施
原设计在二期尾矿库内设置 3 套排水系统。一是初期排水系统,采
用“井—管”系统,用于初期坝顶标高 770m 以下排洪,已经封堵;二
是设在主坝左肩的开敞式溢洪道,主要用于 770m~795m 坝高之间的排
洪,库内部分均已拆除;三是库内“排水井-管”系统,用于 795m~810.00m
坝高之间的排洪。详细介绍如下:
① 第一套排洪系统(排水井、管)
在库区东北侧内设置 1 座内径 2m 钢筋混凝土框架式排水井,连接
内径 1.5m、壁厚 600mm、长度 560m 的钢筋混凝土现浇排水涵管。排水
井井高 20m,最低进水标高 750.00m,井顶标高 770.00m。排水设施基础
落于中风化花岗岩层。第二套排洪系统运行后,第一套排洪系统采用 C30
混凝土进行了封堵。
② 第二套排洪系统(溢洪道)
尾矿坝顶标高在 770.00~795.00m 运行期间采用溢洪道进行防洪。
每年雨季来临前在东侧主坝左坝肩附近修建一条伸向库区内部 200m 长
的溢洪道,溢洪道进口段为梯形断面,顶宽 14m,底宽 8m,高 2m,进口
段浆砌石衬砌 5m;过渡段顶宽 14~12m,底宽 8~6m,高 2m;坝内明渠
段顶宽 12m,底宽 6m,高 2m;渐变段和明渠段的土渠内衬 1.5mm 厚 HDPE
防渗膜,坝内段施工坡度≥1%,后部接入坝外溢洪道明渠段和主渠段,
坝外溢洪道明渠段和主渠段均为浆砌石结构,矩形断面 6.0m×2.0m,敷
设坡度≥2%。第三套排洪系统运行后,第二套排洪系统已拆除。
③ 第三套排洪系统(排水井-管)
尾矿库内正在使用的排水系统为井+管+消力池+排水明渠形式,布
置在库区西北侧,排水井 1 座,为内径 2m、高度 15m 的钢筋混凝土四柱
框架式排水井,排水管为内径 1.5m、壁厚 300mm 的钢筋混凝土现浇排水
涵管,排水涵管自西向东敷设,横穿北侧副坝。排水井最低进水标高
标高 788.84m,管长 686m,敷设坡度≥0.5%,基础落于中风化花岗岩层。
目前,尾矿库淹没排水井高度 8m,排水井、排水圆管混凝土强度等级均
为 C25。
(3)排渗工程
在初期坝坝底最低点设置宽度 5m、高度 2.5m,用 400g/m2 的土工布
包裹碎石的排渗盲沟排渗,加快初期坝坝前的尾砂固结。
一级子坝
(标高 770m-775m)内埂、
外埂堆筑过程中均在标高 772.00m
层面布设了排渗席垫。每幅排渗席垫幅宽 2m、厚度 10mm,外包 200g/m2
土工布,沿坝体轴线方向每间距 4m 设一幅。
在宽体模袋子坝 1/2 坝高层间按间距 4m 一幅布置 10mm 厚的土工排
渗席垫,席垫外包 200g/m2 土工布。
图 2.2.2 排渗席垫敷设现场照片
(4)监测设施
二期尾矿库初期坝 770.00m 设置 4 组监测点和标高 750.00m 设置 2
组监测点,主要包括坝体表面位移、坝体内部位移、浸润线、降雨量监
测及视频监控等子系统,作为尾矿库在线监测、预警系统的监测指标。
堆积坝上设人工位移监测点和浸润线监测孔,分别布置在标高
侧堆积坝上每侧设置 5 个观测孔,孔深 15m,浸润线观测孔在位移监测
点旁设置。
(5)尾矿输送及排矿
选矿厂排出的尾矿浆通过 2 台Φ43m 深锥浓密机浓缩后,以重量浓
度 60-66%左右高浓度通过隔膜泵输送至二期尾矿库内堆存。尾矿坝放矿
管道为 Q345B 无缝钢管,管径Φ480×16mm,在坝顶环库布置,通过多
个放矿口轮换放矿排入尾矿库堆存。
(6)尾矿回水
二期尾矿库回水分为库内浮船回水和坝下回水两部分,库内设置浮
船泵站,配备 3 台 250DL450-60(I)×2 型水泵,设备参数 Q=450m3/h,
H=120m,P=450Kw,回水管为 DN450mm 钢管,管长 L=2500m。初期坝下
游截渗坝内设置 1 座回水泵站,
泵站内配 5 台型号 D450-60×5 回水泵,
设备参数 Q=450m3/h,H=300m,P=500Kw,回水管为 DN500mm 钢管(直埋),
管长 L=5000m。
原设计的水平排渗席垫从现场反馈仅施工后第 1 年出水。2020 年做
的 11 孔长度 150m 顶管排渗试验工程也是由于天气原因仅施工当年出水,
翌年全部冻结失去排渗功能。为了进一步加强坝前尾砂固结,降低浸润
线埋深,提高坝前尾砂的物理力学指标,经过多次技术交流,最终选在
堆积坝筑坝区域进行竖向排渗试验工程。
积坝筑坝局部区域,2023 年在二期尾矿库堆积坝全面实施竖向排渗工程。
标高;2023 年布设断面及标高分别为北侧坝体 N1、N3、N5 断面,主坝
G3、G5 断面,南侧坝体 S1、S3、S4、S5、S6 断面,785m、795m、805m 标
高。
截至 2023 年底,二期尾矿库主坝、南侧副坝、北侧副坝均已实施
竖向排渗工程。
图 2.2.3-1 竖向排渗工程
图 2.2.3-2 已施工竖向排渗工程平面布置图
根据竖向排渗设施施工前后浸润线监测数据对比,连续运行的竖向
排渗系统可以通过强制排水,增加坝体浸润线埋深。但竖向排渗设施由
于投产时间短且连续有效运行时长也不足,从同一区域几次勘察指标对
比,无法判断竖向排渗设施是筑坝区域尾矿物理力学指标变化的直接因
素。
安全生产工作通知》(矿安综函〔2023〕175 号)文件精神,对筑坝材
料和东、南、北侧的坝体进行压坡等内容变更。
(1)堆积子坝筑坝材料变更
根据原二期尾矿库安全设施设计对子坝堆筑要求,夏季采用模袋筑
坝,冬季采用石料筑坝。由于 805m-810m 子坝筑坝时间横跨冬、夏两季,
以及“矿安综函〔2023〕175 号”文件要求,该级子坝需由模袋筑坝调
整为废石筑坝,子坝顶宽和上、下游坡比均不变。
(2)露采剥离废石压坡
落实“矿安综函〔2023〕175 号”文件精神,从本质安全角度出发,
利用露天剥离废石对东侧、南侧、北侧坝体 800m 标高以下进行压坡。
通过坝体下游加重增强坝体的抗滑稳定性。企业陆续对二期尾矿库东侧、
南侧、北侧坝体进行压坡。压坡平台顶标高 800m,平台顶宽 60m(不含
原平台宽度)。压坡工程外坡在标高 780m、790m、795m 设三个平台,
平台顶宽 10m,标高 780m-800m 台阶坡比均为 1:3.0,标高 780m 以下外
坡坡比 1:1.75。目前大部分工程已完成施工。
压坡工程外围设置排水沟,排水沟距压坡工程外坡脚距离不小于
两侧边坡坡比为 1:1.0,排水沟采用水泥毯进行护砌,水泥毯下部设置
设置人工位移监测点。
(1)尾矿坝
截至 2024 年 11 月末,二期尾矿库堆积子坝全部堆筑至最终设计标
高 810.00m,北副坝现状滩顶标高为 806.31-809.87m,南副坝现状滩顶
标高为 807.12-808.80m,东侧坝(主坝)
现状滩顶标高为 808.43-809.95m,
库区内水面标高 802.61m。
(2)库内排水设施
二期尾矿库排水设施均已按设计施工。第一套排水设施已按设计要
求封堵,未出现异常现象。第二套排水设施按设计要求拆除,目前正在
使用第三套排水设施。
第三套排水设施为“排水井—管”联合排水,根据《中国黄金集团
内蒙古矿业有限公司乌努格吐山铜钼矿尾矿库东侧排水系统质量检测
报告》中排水井和排水涵管断面尺寸符合设计要求,混凝土外观质量完
好,混凝土表面平整,无蜂窝、麻面、露筋等现象,排水涵管不存在渗
水、漏水现象。
(3)监测设施
① 东侧坝体监测设施
二期尾矿库东侧初期坝坝顶标高 770m 已设置 5 个人工位移监测点
和 3 个浸润线监测孔,标高 750.00m 设置 5 个人工位移监测点。
东侧堆积坝标高 775.00m、785.00m、795.00m 和 805m 上分别设置
了 5 个人工位移监测点和 5 个人工浸润线监测孔,同时设置 5 个在线浸
润线监测孔和 5 个在线位移监测点。
已部分拆除,但增设轨道式边坡雷达预警系统,加强坝体位移在线监测。
图 2.2.5 轨道式边坡雷达预警系统
② 南侧坝体监测设施
在标高 795.00m 和 805m 上分别设置 6 个人工位移监测点和 6 个人
工浸润线监测孔,同时设置 6 个在线位移监测点和在线浸润线监控孔。
其余 795m 以下监测点由于压坡施工,已部分拆除,但增设轨道式边坡
雷达预警系统,加强坝体位移在线监测。
③ 北测坝体监测设施
在标高 795.00m 和 805m 上分别设置了 5 个人工位移监点和 5 个人
工浸润线监测孔,同时设置 5 个在线位移监测点和 5 个在线浸润线监测
孔。其余 795m 以下监测点由于压坡施工,已全部拆除,但增设轨道式
边坡雷达预警系统,加强坝体位移在线监测。
表 2.2.5 2024 年 1 月-10 月坝体实测浸润线埋深
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置 剖面号 水位 水位 水位 水位 水位 水位 水位 水位 水位 水位 水位 水位 水位 水位 水位 水位 水位 水位 水位 水位
测点号
埋深 埋深 埋深 埋深 埋深 埋深 埋深 埋深 埋深 埋深 埋深 埋深 埋深 埋深 埋深 埋深 埋深 埋深 埋深 埋深
(m) (m) (m) (m) (m) (m) (m) (m) (m) (m) (m) (m) (m) (m) (m) (m) (m) (m) (m) (m)
北副坝 N3
主坝 G3
南副坝 S1 795SJ1 12.07 --- 11.79 11.80 12.15 12.15 12.53 --- 12.25 12.27 12.29 12.20 12.26 12.18 12.13 12.2 12.12 12.2 11.96 12.12
(4)尾矿输送
原设计采用的隔膜泵存在运行稳定性差,维修量大的缺陷。经过改
造,目前采用多级渣浆泵串联的方式进行高浓度尾矿输送,现用尾矿输
送管为Φ480×16mm 无缝钢管,尾矿输送管长约 8740m。
(5)回水系统
二期尾矿库回水分为库内浮船回水和坝下回水两部分,库内设置两
座浮船回水泵站。二期尾矿库初期坝下设置 1 座回水泵站,目前正常工
况下仅使用 1 台回水泵,正常工况下坝下回水每天 18-20 小时,大部分
回水采用浮船回水。
东、南、北侧坝体以原设计上游法最终堆积坝顶轴线为基准采用中
线式废石筑坝方案加高坝体该方案已在前期设计中经过多次论证,本次
设计不在重新论证;西侧坝体为新建坝体,本次方案比选仅对新建西侧
坝体的筑坝位置及筑坝方案进行比选后确定。
图 2.3.1 库址方案比选平面示意图
在距选矿厂、生产辅助区、易普利及尾矿制备车间等区域 1 公里范
围外新建尾矿坝。
按生产规模 87000t/d 设计,方案一可为选矿厂服务 3.5 年。
图 2.3.1.1 库址方案一平面示意图
通过拆除距离尾矿库较近的易普利及周边其他附属设施,拆除尾矿
制备车间的水处理车间,在距选矿厂、生产辅助区等区域 1 公里范围外
新建尾矿坝。
按生产规模 87000t/d 设计,方案二可为选矿厂服务 4.0 年。
图 2.3.1.2 库址方案二平面示意图
上述两种坝址方案,地基处理措施及投资基本相同,方案二拆除易
普利及水处理车间,搬迁重建施工期较长,且搬迁重建费用较大,会直
接导致矿山停产,不利于企业发展。综合技术、经济分析,可研推荐坝
址方案一,即不拆除周围建筑物的坝址方案。
方案一采用中线式废石筑坝方案。坝体最大高度 30m,最终设计标
高 840m。
设计坝体顶宽 20m,终期坝体外坡分为 3 个台阶,
台阶高度 10m、
宽度 10m,台阶坡比 1:3,坝体平均外坡比 1:4。尾矿坝随库区滩面的升
高分期填筑。共 6 级子坝,每级子坝高 5m,子坝顶宽 20m,内、外坡比
分别为 1:2.0、1:3.0。子坝上游排放尾矿,下游利用废石堆筑坝壳,子
坝与废石坝壳共同构成坝体。
图 2.3.2.1 筑坝方案一剖面图
方案二采用废石一次性筑坝方案(分期施工)。第一期平台顶标高
的外坡比 1:3.0,标高 840.00m 平台宽 25m,最终内坡坡比为 1:2.0,每
隔 10m 高设一道平台,平台宽 5m。
图 2.3.2.2 筑坝方案二剖面图
表 2.3.2.3 筑坝方案比选汇总表
筑坝方案 方案一 方案二
项目 (中线式废石筑坝方案) (一次性筑坝方案)
一、基建期
筑坝量 75 万 m 201 万 m
地基处理碎石桩 56755 桩 67240 桩
碎石桩废石填筑 288 万 m 342 万 m
工程费用 70705 万元 84942 万元
二、生产期
分五期加高坝体,每期筑坝高度 5m, 分五期加高坝体,每期筑坝高度 5m,
筑坝量 3 3
废石筑坝。总体筑坝量 761 万 m 。 废石筑坝。总体筑坝量 1144 万 m 。
地基处理碎石桩 56755 桩 98693 桩
碎石桩废石填筑 288 万 m 502 万 m
工程费用 83971 万元 139076 万元
三、综合
总库容 7873 万 m 7676 万 m
服务年限 3.5 年 3.4 年
①生产期运营成本高,主要是基础处
①生产期运营成本低;
理范围较方案一大;
优缺点 ②总体筑坝石料量较少;
②总体筑坝石料量大;
③服务年限较长。
③服务年限较短。
通过技术分析,上述两种筑坝方案均适用于本工程,从安全方面、
环评方面评价两种筑坝方案区别不大。
通过经济分析,方案一优于方案二。
综合技术、经济分析,可研推荐方案一,即中线法废石筑坝方案。
根据工程勘察,目前西侧坝基沉积尾矿由尾粉土(自上向下的状态:
流塑、软塑、松散-稍密、密实)及冻层组成,沉积尾矿最大厚度 50m,
平均厚度 40m,较软地基最大深度 30m 左右,其强度和承载力低,不满
足构建尾矿坝的要求,需要进行地基处理。
对于软土地基处理,工程上常用的有置换、强夯、排水固结、灌入
固化物、振密(挤密)等处理方法。这些方法中,排水固结见效慢,不
满足该工程工期要求;灌入固化物对大面积、埋藏深的尾矿坝基也不适
合。因此采用“置换+振密”是西侧坝体地基处理的首选。从置换效果
上,抛石挤淤置换处理深度有限(不超过 4m);强夯法可控性差、材料
用量大,因此均不适用本工程。从土的类别、处理后土的加固深度、能
提供的材料、施工工期、施工条件及周围环境的等因素考虑,振冲置换
能够克服上述方法弊端,安全可靠,可作为西侧坝体坝基处理的试验研
究主攻方向。
本工程拟采用碎石振冲桩处理西侧坝基,工艺相对简单,可充分利
用现场材料;在振冲形成致密碎石桩的同时,施工成桩过程的地基扰动
可破坏坝基尾矿中絮凝剂高分子链条,加快坝基尾矿排水固,加密桩间
土、提高其力学性能,进一步提高复合地基强度。
企业应尽快聘请有资质的单位进行西侧坝基处理的试验研究工作,
为设计提供科学可靠的设计依据。
依据采矿许可证,采矿生产规模由 2475 万吨/年调整为 2958 万吨/
年,选矿厂已具备同等处理能力,本次尾矿库加高扩容工程按选矿厂最
大处理规模 87000t/d 进行设计,尾矿产率 99%,工作制度 340d/a,年
排尾矿量 2928 万吨计算,尾矿堆积干密度 1.45t/m3,每年尾砂堆存所
需库容为 2020 万 m3,入库尾矿特性无变化。
根据长春黄金设计院有限公司编制的《内蒙古自治区新巴尔虎右旗
乌努格吐山铜钼矿矿产资源开发利用方案》,截至 2024 年末,矿山剩
余服务年限 35.2 年(开发利用方案推荐的生产规模为 2958 万吨/年)。
合计排放尾矿 103080 万吨。现有的一、二期尾矿库不能满足上述尾矿
堆存需求,还需要建设新的尾矿库。目前新的尾矿库已经选址,正在办
理相关手续。受外部条件制约,短期内无法建成。为了解决生产接续,
需要对二期尾矿库进行加高扩容。
待二期尾矿库加高扩容工程评审通过后,且一期尾矿库达到设计终
期标高,开展一期尾矿库闭库工程的相关工作。
本次尾矿库加高扩容工程设计服务年限 3.5 年,贮存尾矿 7086 万
m3。
本次扩容设计利用原尾矿库的坝体、二期尾矿库第三套排水设施、
二期尾矿库主坝侧下游回水泵站、尾矿输送、尾矿脱水、尾矿回水及原
尾矿库的附属设施。新建工程包括:尾矿库加高坝体、尾矿库排洪设施、
库内回水设施、尾矿库监测设施及道路等附属设施。
表 2.4.3利旧设施表
序号 利旧设施 备注
一期尾矿库小部分初期坝、堆积坝;
二期尾矿库东侧坝体、北侧坝体和南侧坝体。
原坝下回水池 30 万 m ,压坡后剩余约 20 万 m ,维持现有坝下回水泵
设置 2 台 1 用 1 备,单台设备能力 450m /h。
尾矿低浓度输送(选厂到深锥浓密脱水车间),
据输送位置新增部分管路。
序号 利旧设施 备注
按 1:1000 地形图计算二期尾矿库加高扩容部分容积,见表 2.3.4.1。
本次设计加高扩容至 840.00m 标高,加高 30m,增加全库容约 7873
万 m3(有效库容 7086 万 m3),最大坝高 124m(东侧主坝),二期尾矿
库加高扩容后总库容为 30392 万 m3,尾矿库等别为二等。
表 2.4.4 二期尾矿库加高扩容库容计算表
累计增加库容 增加有效库容 上升速率
标高(m) 面积(㎡) 预计堆满时间
(m?) (m?) (m/a)
按选矿厂生产规模 87000t/d 设计,加高扩容工程可为选矿厂服务
本次尾矿库坝体工程设计是当二期尾矿库达到设计终期坝顶标高
划分为东侧坝体、南侧坝体、西侧坝体及北侧坝体,各侧坝体均采用中
线式筑坝法利用废石加高至终期坝顶标高 840m。
(1)西侧坝体
西侧坝体采用中线式废石筑坝方案,经处理后的建基面标高 810m,
坝体最大高度 30m,最终设计标高 840m。设计坝体顶宽 20m,终期坝体
外坡分为 3 个台阶,台阶高度 10m、宽度 10m,单台阶坡比 1:3,坝体平
均总外坡比 1:4。
尾矿坝随库区滩面的升高分期填筑。共 6 级子坝,每级子坝高 5m,
子坝顶宽 20m,内、外坡比分别为 1:2.0、1:3.0。子坝上游排放尾矿,
下游利用废石堆筑坝壳,子坝与废石坝壳共同构成坝体,终期尾矿坝外
坡设置 300mm 厚碎石护坡。见图 2.5.1-1。
图 2.4.5-1 西侧坝体断面图
(2)东侧、南侧及北侧坝体
尾矿库东、南及北侧坝体以原设计上游法最终堆积坝顶轴线为基准
采用中线式废石筑坝方案加高坝体,即标高 810.00m 以上采用中线法加
高 30m 至标高 840.00m。设计子坝 6 级,单级子坝高度均为 5m,内、外
坡比均为 1:2.0。1~5 级子坝顶宽 20m,第 6 子坝顶宽 10m。为了保证
坝体安全,对标高 780m 以上、坐落在原堆积坝面的废石坝壳(压坡体)
按有效厚度 25m 左右控制,该段的设计平均总坡比 1:4,由 9 个台阶(含
第 6 级子坝)构成。其中:标高 780m~810m 设 3 个台阶,台阶高度 10m、
顶宽 10m,台阶坡比 1:3;标高 810m~840m 设 6 个台阶,台阶高度 5m、
顶宽 10m,台阶坡比 1:2;标高 780m 以下的废石坝壳(压坡体)坐落
在原初期坝和天然地基上。其设计平均坡比 1:1.83,自上而下每 15m 高
设 1 个台阶,台阶顶宽 2m、坡比为 1:1.7。
图 2.4.5-2 中线式废石筑坝断面图
加高扩容尾矿库为平地型,库内不具备修建排水井条件。根据尾矿
库库区及回水条件,新建排水设施采用“废石码头+溢洪道”的形式。
排水设施布置在西侧坝体中间位置,距北坝端约 680m,自西侧坝体向库
内敷设,深入库内 300m。溢洪道自库内坡向尾矿坝,敷设坡度 0.1%,
溢洪道采用废石堆建而成,断面尺寸为梯形,内坡设 200mm 厚混凝土衬
砌。溢洪道进水口设置混凝土溢流堰,溢流堰随库内尾砂升高逐级修筑,
每级溢流堰高 0.1m。溢洪道下游接预制钢筋混凝土排水圆管接排水明渠,
穿过坝体部分为排水圆管,长度 45m,临时埋设,随坝体升高向上迁移,
与库内溢洪道同步升高;排水圆管下游接排水明渠,长度约 450m,明渠
为梯形结构,明渠采用 1.5mm 厚 HDPE 土工膜+2cm 厚水泥毯衬砌。排水
明渠通往西侧坝外新建集水池,排出的雨洪水进入集水池,通过集水池
内的原二期尾矿库在用的第三套排水设施排入库外下游外坡脚坝肩排
水沟。
目前尾矿库已布置人工及在线监测系统,本次扩容设计采用中线法
筑坝,原有监测设施全部被掩埋,需要对安全监测设施重新设计。
安全监测系统由在线监测和人工监测两套监测系统组成。其中,在
线监测内容包括:尾矿坝表面位移、内部位移、浸润线、干滩、降水量、
库水位和视频监控等;人工监测内容包括:尾矿坝表面位移、浸润线、外
坡比、库水位和日常巡视检查等。
(1)位移监测
东侧、南侧、北侧坝体位移监测点布置在标高 780m、790m、800m、
西侧位移监测点布置在标高 820m、830m 和 840.00m,间距 300m。
(2)堆积坝坡比监测
东侧、南侧、北侧坝体堆积坝坡比监测点布置在标高 780m、790m、
西侧坡比监测点布置在标高 820m、830m 和 840.00m,间距 100m。
(3)浸润线监测
东侧、南侧、北侧坝体浸润线监测孔布置在标高 800m、820m 和
浸润线监测孔埋深 25m,标高 840.00m 浸润线监测孔埋深 30m。
西侧坝体浸润线监测孔布置在标高 830m 和 840m,浸润线观测孔采
用 DN50mm 钢管制作,监测孔埋深 20m。
(4)库水位监测
在回水浮船附近围堤适当位置设置水位标尺,标尺刻度要求清晰醒
目,应标注实际标高,便于观测和记录。
(5)干滩监测
包括滩顶标高、干滩长度、沉积滩坡度的监测。
本次设计尾矿坝均采用中线式废石筑坝,筑坝物料本身就是透水体,
因此,尾矿库加高扩容工程不再增设排渗设施。
企业已提前对现有尾矿输送设备进行了升级改造,升级后的尾矿输
送设备能力可以满足尾矿库扩容后的输送需求。
扩容工程需新增输送管线长度 1600m,管材为 Q346B 无缝钢管,管
径Φ480×16mm。
尾矿回水分为库内浮船回水和坝下回水两部分。
(1)坝下回水
初期坝下现有 1 座回水泵站,扩容后仍利用现有坝下回水系统进行
回水。扩容后原有 30 万 m3 回水池部分被占用,剩余容积约 20 万 m3,目
前坝下汇水泵站运行正常,满足回水要求。
(2)库内浮船回水
库内现有两座回水浮船均位于原二期尾矿库库尾澄清水域,本次设
计将一座回水浮船泵站改造后作为西侧坝体下游集水池回水使用。在库
内新增加一座回水浮船泵站,作为尾矿库回水设施使用。
项目新征用地 69.6 公顷,不涉及移民安置。
本次设计第 1 年工程的建设计划包括 5 个月的基建期建设计划和 7
个月的生产期建设计划。
基建期工程主要包括废石筑坝工程(各侧子坝坝顶标高为 812.5m,
东、南、北侧顶宽 60m 下游坝壳,顶标高 810m),西侧坝体筑坝范围振
冲碎石桩基础,新建库内排水设施等工程。基建期具体时间安排如表
生产期工程包括废石筑坝工程(各侧子坝坝顶标高为 815.0m,东、
南、北侧 810m 以下剩余部分坝壳),西侧坝体筑坝范围振冲碎石桩基
础、监测设施等工程。生产期具体时间安排如表 2.4.11-2。
表 2.4.11-1 基建期工程实施计划表
工序 第1月 第2月 第3月 第4月 第5月 备注
东侧、南侧、北侧 810mm 以下
部分已施工
东侧、
南侧、北侧 810m-812.5m
中线法堆积子坝
基建期地基处理施工周期为
西侧坝坝基处理 地基处理宽度 42.5m 后,地基
处理工程应继续施工,以满足
后续西侧坝体筑坝要求。
西侧 810m-812.5m 堆积子坝
排水设施
监测设施
其他设施 包括回水、道路等设施
表 2.4.11-2 生产期工程实施计划表
工序 第6月 第7月 第8月 第9月 第 10 月 第 11 月 第 12 月 备注
东侧、南侧、北侧 810m
以下中线法下游石料
坝
东侧、南侧、北侧
堆积子坝
根据气候条件确定施
西侧坝坝基处理 工时间,尽快完成西侧
坝体基础处理工程。
西侧 812.5m-815.0m
堆积子坝
具备施工条件时进行
监测设施
施工
具备施工条件时进行
其他设施 施工,包括回水、道路
等设施
本工程固定资产投资为 167212.00 万元,其中工程费用 138811.85
万元,其他费用 28400.15 万元(含征地 9427.09 万元)。
生产期投入主要包含南北主坝、西侧坝、排水设施、人工监测设施
和在线监测设施、北坝帷幕灌浆等设施共计 127660.00 万元。
高浓度尾矿堆存在高纬度地区及国际上基本无可借鉴的资料。只能
通过在生产实践中不断总结经验来弥补设计初期对此类高浓度尾矿堆
存技术认识的不足,以下是现场存在的问题和采取的相应工程措施。
该矿入库尾矿中-5um 含量 15-18%,排矿浓度 60-66%,库区尾矿为低
液限黏土,渗透系数在 10-6≤kx<10-5cm/s 区间,尾矿不分选、不易固
结。
乌努格吐山铜钼矿尾矿库位于高纬度地带,属干旱型寒温带,冬季
严寒,春季有暴风雪。年气温平均为-0.71℃,二月份平均气温为
-19.64℃,最低为-42.7℃(1960 年 1 月 16 日),冻土最大深度为 3.89m
(1974 年 2 月 24 日~30 日)。
严寒对尾矿库安全的影响主要体现在以下几个方面:
(1)冬季时间漫长、入库尾矿不易固结,上游法筑坝时可利用的
筑坝时间不足;
(2)入库尾矿在冬季形成多年冻土,导致坝体沉积尾矿和库内尾
矿长期处于欠固结状态;同时,导致坝体超孔压,影响坝体稳定性;
(3)由于冰夹层的存在,以及排矿和筑坝过程中的加载,超孔隙
水压力无法消散,降低坝体的有效应力,可能出现坝体沉降变形和移位
现象;
(4)由于尾矿排放浓度高,库区尾矿不分选、渗透系数低及冰夹
层的存在,入库尾矿长期处于欠固结状态。
低温可导致尾矿堆积体冻结,形成冻土。冻土会造成冻结时冻胀、
融化时土体融陷,进而给尾矿库安全带来一系列安全隐患。因此严寒地
区的尾矿坝填筑过程中,应尽可能避免坝体结冰。
根据尾矿库岩土工程勘察,从勘察的结论和典型断面来看,该尾矿
库的堆积物主要由尾粉土冻土层、尾粉土和尾粉质粘土组成。其中局部
冻层以夹层形式出现于尾粉土层中。在典型断面上,基本上是一年一层,
平面上零碎分布,厚度 0~3.1m,并不连续,冰层的存在导致层间、层
下的尾矿不易固结。
由于本工程特点,西侧坝体必须在软基上筑坝,西侧坝基由尾粉土
(自上向下的状态:流塑、软塑、松散-稍密、密实)及冻层组成,沉
积尾矿最大厚度 50m,平均厚度 40m,较软地基最大深度 30m 左右,其
强度和承载力低,不满足构建尾矿坝的要求,需要进行地基处理。
针对该尾矿库的尾矿特性和严寒低温的客观因素,建设单位现场管
理及本次加高扩容方案均已采取相应应对措施。
(1)建设单位现场管理采取的主要措施如下:
① 严格放矿管理,合理调整各侧坝体的放矿时间、强调冰下放矿
的理念,做到周边均匀放矿,避免某侧坝体冬季放矿时间过长导致冰夹
层过厚。
② 在堆积坝马道设置竖向排渗系统,采取有效的保温措施保证排
渗系统全季运行,确保浸润线埋深。
③ 在库内筑坝施工前,库内滩面根据实际的地面标高和尾砂厚度,
每隔 20-40m 设置一排 35m 左右孔深的泄压孔,并根据筑坝工程的进度
合理安排打孔位置和时间。根据现场情况增减泄压孔,为筑坝施工全期
提供超孔隙水消散通道,确保坝体安全。
④ 石料筑坝施工中严格控制石料运输车辆的载重,按施工作业面
区域的实际情况合理调配车辆载重或选用小型车辆进行运输,并调整作
业车辆行驶间距,精细规划车辆运输路线,尽量减少对坝体的扰动。
⑤ 合理调整筑坝时间和筑坝高度。冬春交替季节严禁筑坝,并确
保周边子坝坝体均匀上升,保证筑坝区域尾砂有充分固结排水时间及超
孔隙水压力充分消散。
⑥ 增加监测频率和监测点位,通过实时数据的反馈,为企业生产
提供精准数据参考,保证企业作出合理生产规划。
⑦ 目前采取了以上工程措施后,坝体位移速率降低至可控范围内,
并趋于稳定。
(2)本次加高扩容方案采取的主要措施如下:
本次加高扩容工程尾矿坝均采用中线法废石堆筑,进一步降低冻害
影响。初春季节,在临近坝体 40m 范围内的滩面上挖掘破冰沟,有效破
坏滩面冻层连续性,为尾矿库坝体稳定和浸润线控制奠定基础。
(3)软基筑坝采取的主要措施:
针对软基的客观因素,经过技术及经济比较,本工程采用振冲碎石
桩处理西侧坝基,工艺相对简单,可充分利用现场材料;在振冲形成致
密碎石桩的同时,施工成桩过程的地基扰动可破坏坝基尾矿中絮凝剂高
分子链条,加快坝基尾矿排水固结,加密桩间土、提高其力学性能,进
一步提高复合地基强度。
针对该尾矿库的加高扩容,企业委托中冶沈勘秦皇岛工程设计研究
总院有限公司对尾矿库进行全面勘察。2023 年 2 月,编制了《中国黄金
集团内蒙古矿业有限公司尾矿库加高扩容工程地质勘察项目岩土工程
勘察技术报告书》(简称《2023 年加高扩容报告》)。由于该项目勘察
施工时间在冬季,低温对尾矿物理力学参数有一定的影响,按照专家意
见和设计要求于当年夏季进行了补充勘察,于 2023 年 12 月出具了《中
国黄金集团内蒙古矿业有限公司乌努格土山铜钼矿尾矿库加高扩容工
程延续地质勘察岩土工程勘察技术报告书〈补充勘察〉》报告(简称《2023
年延续报告》)。后期设计对西侧副坝位置进行了调整,又对调整后的
西侧副坝进行了勘察,于 2024 年 10 月编制了《中国黄金集团内蒙古矿
业有限公司乌努格吐山铜钼矿尾矿库加高扩容工程西侧筑坝区域岩土
工程勘察报告书(详细勘察)》(简称《2024 年西侧坝报告》)。
为便于使用,在设计方案最终确定后,勘察单位将上述 3 本报告合
并为一本报告,将与最终设计方案有关的钻孔及试验保留在本报告之中,
形成了该尾矿库扩建项目的勘察报告,即《中国黄金集团内蒙古矿业有
限公司乌努格土山铜钼矿尾矿库加高扩容工程地质勘察项目岩土工程
勘察技术报告书〈详细勘察〉》(2024 年 10 月)。
本设计依据合并报告对尾矿库的地质情况进行介绍。
矿区位于中生代陆相火山盆地边缘的古隆起部位。区域性北东向额
尔古纳~呼伦深断裂在矿区东侧约 25km 处通过,受其影响,旁侧次一
级断裂构造十分发育,矿区主要断裂系统为北东向、北西向和近东向 3
组,北东向断裂形成早,近东西向断裂形成晚于北东向断裂,早于北西
向断裂,北西向断裂形成较晚。
据内蒙古自治区区域地质志,晚近构造活动比较活跃,以区域性差
异升降运动为主,全新世以来全区基本为缓慢上升状态,没有重大地质
活动发生,属稳定区。此外,区内无明显影响场地不稳定性的不良地质
现象。其地质构造图如下图 3.1.2.1 所示。
图 3.1.2.1 区域地质构造图
区域出露的地层较为发育,从老至新分别为中生界侏罗系、白垩系
及新生代第四系沉积,地层划分特征见表 3.1.1.2。
表 3.1.2.2 区域地层表
矿区主要地下水类型为第四系松散沉积层孔隙潜水、基岩风化裂隙
水及构造裂隙水。大气降水是矿区地下水的主要补给来源,第四系覆盖
区,降水通过松散层孔隙渗入补给地下水,雨季地下水水位抬高,枯水
期地下水水位下降,地下水水位与降水量呈正相关关系;基岩风化裂隙
水水位年变幅 1.25~3.53m;构造裂隙水水位年变幅 0.92~1.01m。地
下水的排泄以地下侧向径流,总体流向由北东流向南西。
①第四系砂砾石孔隙含水层
主要分布在矿区北部、西部。含水层厚度 6.7~17.2m,水位埋深
②燕山期侵入岩风化裂隙含水层
分布在矿区东南部,面积 1.08km2。主要岩性为次英安质角砾熔岩、
次斜长花岗斑岩,水位埋深 28.0~54.0m,含水层厚度 7.4~41.2m,单
位涌水量 0.002~0.008L/s﹒m,属弱富水性。
(3)矿区断裂构造裂隙含水带
主要以北东、北西向断裂构造含水带为主。厚度 4.2~53.5m,平均
厚度 25.5m,水位标高 769~798m,单位涌水量 0.008~0.780L/s﹒m,
属弱富水性-中等富水性。
区内水系不发育,不存在较大的河流。矿区附近有少数水塘,矿区
东南 25km 处有呼伦湖,系大型内陆淡水湖,面积 2000km2,蓄水量达 130
亿 m3。
二期尾矿库采用高浓度排放,沉积滩较长,尾矿堆积体沉积的规律
不明显,大小颗粒混杂沉积。该尾矿库主要以尾粉土为主、局部为尾粉
质黏土。在尾矿堆积层的下部即为天然地层。
库区、初期坝、堆积子坝、副坝及其坝前场地的地层结构自上而下
依次为:
由碎石、黏性土组成,一般粒径 60-100mm,最大粒径 500mm,为矿山采
矿剥离废石,为堆积子坝或副坝的筑坝材料,部分地段为填筑路基,中
密-密实。层厚介于 0.50-16.5m,层底高程介于 723.65-805.24m。
石、块石组成,一般粒径 60-200mm,最大粒径 500mm,为矿山采矿剥离
废石,为初期坝筑坝材料。层厚介于 3.50-46.80m,层底高程介于
度高,韧性低,为尾矿库筑坝所用模袋内尾矿,水上湿,水下饱和,稍
密-中密。该层仅在设计的 775、785、795 子坝上采用(770m 池田法的
坝埂上采用),层厚介于 1.60-11.50m,层底高程介于 767.57-798.51m。
性低,饱和,局部为尾粉质黏土,流塑。该层在库内普遍分布,位于库
内表层,层厚介于 1.20-12.20m,层底高程介于 780.19-800.26m。
晶,局部有薄冰夹层,局部为尾粉质黏土,密实。该层在库内普遍存在
(仅局部缺失),
层厚介于 0.20-6.00m,
层底高程介于 783.63-799.24m。
性低,水上湿,水下饱和,局部为尾粉质黏土,软塑。该层在库内普遍
存在(仅局部缺失),层厚介于 0.20-21.30m,层底高程介于
晶,局部有薄冰夹层,局部为尾粉质黏土,密实。该层在库内普遍存在
(仅局部缺失),
层厚介于 0.70-8.00m,
层底高程介于 770.34-787.79m。
性低,水下饱和,局部为尾粉质黏土,松散-稍密。该层在库内普遍存
在(仅局部缺失)
,层厚介于 3.10-15.30m,层底高程介于 754.05-776.75m。
晶,局部有薄冰夹层,局部为尾粉质黏土,密实。该层分布不连续,呈
透镜体状或岛状,层厚介于 0.90-4.00m,
层底高程介于 760.66-771.39m。
性低,水下饱和,局部为尾粉质黏土,局部为多年冻土薄夹层,稍密-
中密。该层分布不连续,层厚介于 6.70-25.80m,层底高程介于
性低,水下饱和,局部为尾粉质黏土,局部为多年冻土薄夹层,中密-
密实。该层分布不连续,层厚介于 3.70-22.10m,层底高程介于
性低,为尾矿堆积层,水上湿,水下饱和,局部为尾粉质黏土,稍密-
中密。该层分布在坝体及其附近,层厚介于 1.60-22.70m,层底高程介
于 766.78-789.85m。
韧性低,为尾矿堆积层,水上湿,水下饱和,中密,局部为尾粉质黏土,
局部密实。该层分布在坝体及其附近,层厚介于 1.80-23.60m,层底高
程介于 757.74-779.97m。
韧性低,为尾矿堆积层,水上湿,水下饱和,密实。该层分布在坝体及
其附近,层厚介于 13.20-44.10m,层底高程介于 755.73-765.96m。
冰晶,局部有薄冰夹层,局部为尾粉质黏土,密实。该层分布在坝体及
其附近,层厚介于 0.50-2.10m,层底高程介于 759.65-782.45m。
英及少量暗色矿物组成,花岗结构,块状构造,极破碎,岩芯呈碎块状,
RQD<10,软岩-较软岩,岩体基本质量等级为Ⅴ。该层分布不连续,揭
露厚度介于 0.10-18.20m,相应高程介于 715.17-793.74m。
英及少量暗色矿物组成,花岗结构,块状构造,破碎,岩芯呈碎块状,
钻孔未穿透该层,最大揭露厚度 18.80m。
量暗色矿物组成,花岗结构,块状构造,较破碎-较完整,岩芯呈短柱
状、长柱状,25≤RQD<75,较软岩-较硬岩,岩体基本质量等级为Ⅳ-
Ⅲ。本次钻探大部分钻孔未穿透该层,最大揭露厚度 5.20m。
本场地水源类型主要为地下水及地表水。
本场地钻孔深度揭露范围内的地下水按其成因和埋藏条件可细分
为人工冲填堆积层孔隙潜水和基岩裂隙水,这两种类型的地下水与沟谷
中其他地段的地表水之间存在着密切的联系。地下水的补给来源为大气
降水,其径流条件受地形、人工构筑物、岩体的结构构造的控制。
(1)人工冲填堆积层孔隙潜水主要赋存于库内的尾矿地层中,含
水层厚度变化较大,由大气降水及地表其他地段的小溪流补给,沿地形
坡向径流,渗入补给基岩裂隙含水层或排泄至低洼处小溪流。
(2)基岩裂隙水主要赋存于基岩裂隙中,其水量随风化程度的强
弱和地势高低变化,基岩风化强烈且低洼处富水较强,反之则弱,为潜
水类型,含水层底板与风化带下限一致,主要接受大气降水和第四系孔
隙水补给,二者之间没有隔水体存在,水力联系密切。本场地基岩裂隙
水较少,由上覆人工冲填堆积层孔隙潜水或地表径流补给。
本次勘察期间,地下水埋深在 0.50~21.00m 之间,相应标高为
响较大。
本场地地表水主要为库区内的澄清水区及初期坝前的回水池,库内
澄清水区由排矿澄清汇集在尾矿库低洼的中间部分及上游形成,初期坝
前的回水池由坝体各处排渗设施排水汇集形成。人工冲填堆积层承压水
赋存于库内部分多年冻土层底部,主要为当年冬季尾矿排放时的滞留水,
随冻土层的消融,尾粉土的固结排水而逐渐消散。
勘察区段地下水位由西向东逐渐降低,整体地下水流向为两侧山体
流向山谷中间,整体方向为由西向东。根据在钻孔中进行的水文试验、
室内渗透试验结果,各层岩土的渗透系数详见表 3.1.4.2。
表 3.1.4.2
库区岩土体渗透性分级表
地层编 渗透系数
地层名称 渗透性分级 备注
号 K(cm/s)
注:括号内数值为利用前期工作成果;岩土体的渗透性分级执行《水利水电工程地质勘察规范》
(GB 50487-2008)附录 F。
该地下水及地表水对混凝土结构具弱腐蚀,对钢筋混凝土结构中钢
筋在长期浸水时具微腐蚀性、干湿交替时具弱腐蚀性;该场地环境土尾
矿对混凝土结构具弱腐蚀,其他填筑土对混凝土结构具微腐蚀,都对钢
筋混凝土结构中钢筋具微腐蚀。
(1)北侧副坝及堆积子坝浸润线
通过钻探可知,北侧副坝坝体浸润线埋深在 9.10~17.00m 之间,
相应标高为 760.59~791.04m 之间,坝体浸润线总体由沉积滩—子坝—
初期坝逐渐降低。勘察过程可以发现,由于受 3-1 剖线附近竖向排渗井
的影响,该位置附近浸润线较低位。
(2)初期坝及堆积子坝堆积子坝浸润线
本次勘察期间,初期坝及子坝堆积子坝地段浸润线的埋深在 7.10~
由于受正在运行的排矿影响,现堆积子坝顶部沉积滩附近地下水位置较
高。由于受 4、4-1 剖线附近竖向排渗井的影响,该位置附近浸润线较
低。
(3)南侧副坝及堆积子坝浸润线
通过钻探可知,南侧副坝坝体浸润线埋深在 7.60~20.70m 之间,
相应标高为 764.27~787.56m 之间,坝体浸润线总体由沉积滩—子坝—
初期坝逐渐降低。
(1)北侧副坝坝址坝肩渗漏性分析
该坝体为不透水堆石坝,坝基大部分地段持力层为全风化-强风化
花岗岩,坝址地段经过了防水处理。西侧坝肩接壤风化花岗岩层,风化
程度高,节理裂隙较发育;东侧坝肩与东侧主坝北侧坝肩接壤,803m 标
高以下接触主要土体为原始的全风化-强风化的花岗岩地层。两侧坝肩
现有 803m 标高下接触的主要地层基本一致,未经处理时,有通过岩体
风化裂隙渗漏的风险。
(2)初期坝及堆积子坝坝址坝肩渗漏性分析
初期坝坝体为透水堆石坝,坝基持力层为全风化-强风化花岗岩,
坝址地段经过了防水处理。北侧坝肩与北侧副坝的东侧坝肩在 803m 标
高以下接触主要土体为原始的全风化-强风化的花岗岩地层;南侧坝肩
与南侧副坝的东侧坝肩接壤①素填土及模袋层,稍密-密实。①素填土
颗粒不均匀,有大块石。当水位到达两侧坝肩标高时,不经过处理时,
北侧坝肩有通过岩体风化裂隙渗漏的风险,南侧坝肩由于模袋层的存在
可能有局部有出水点的风险。
(3)南侧副坝坝址坝肩渗漏性分析
该坝体为不透水堆石坝,坝基持力层为全风化-强风化花岗岩,坝
址地段经过了防水处理,且副坝的初期坝外坡脚附近进行了止水帷幕施
工(正在进行中)。西侧坝肩接壤于填筑土层,并与一期库初期坝坝肩
衔接封闭;东侧坝肩与东侧主坝的南侧坝肩接壤 1 素填土及模袋层,稍
密-密实。1 素填土颗粒不均匀,有大块石;从钻探、水文试验及现场地
质测绘来看,西侧坝肩渗漏性较小,东侧坝肩由于模袋层的存在可能有
局部有出水点的风险。
由于在子坝上采用的模袋筑坝,实际运行过程中,模袋子坝库内侧
由于接触的尾矿相对于外侧强度低的缘故,本应处于水平状态改变为内
低外高的斜面状态,加剧了水平排渗的困难,客观上会导致填筑碎石坝
及碎石垫层的区域渗透性大,进而导致堆积子坝外坡面局部可能出现渗
水点。
二期尾矿库库内普遍存在多年冻土层,且分布广泛,厚薄不一,与
当时的排放状态、排放时间、气候温度、所处位置等各种因素相关。由
钻探揭露的冻土层和通过室内试验,冰冻层土样的物理力学性质如下所
示:
(1)在钻探范围内,多年冻土层大部分集中出露在 770m 标高以上
部分,深层多年冻土局部也有揭露,呈不连续透镜体状。
(2)在钻探范围内,库内多年冻土随深度增加,总含水量相应小
幅度逐渐减小,相应的天然密度小幅度逐渐增加。
(3)在钻探范围内,库内多年冻土随深度增加,密实度也相应增
加,抗剪强度指标随深度增加。
(4)由土工试验可知:3-1 多年冻土平均融化下沉系数为 11.2、
为 8.4、8-3 多年冻土平均融化下沉系数为 8.0,依据《冻土工程地质勘
察规范》(GB 50324-2014) “多年冻土的融沉性分级”可知(参考粉
土):该 3-1 多年冻土层融沉等级为Ⅳ,融沉类别为强融沉,其他多年
冻土层融沉等级为Ⅲ,融沉类别为融沉。
收集二期尾矿库 2018 年中冶沈勘工程技术有限公司的勘察报告(以
下简称“《2018 年报告》”);2020 年中冀石化工程设计有限公司勘
察报告(以下简称“《2020 年报告》”);2023 年中勘冶金勘察设计
研究院有限责任公司竖向排渗效果工程勘查验证项目报告(以下简称
“《2023 年复查报告》”),共计 3 份其他公司报告。
表 3.1.6.2 二期尾矿库各年勘察报告冻土层分布表
二期尾矿库冻土层分布
位置
报告 堆积坝下 库内
⑤1 尾粉土(冰冻层),为库内表层冰冻
层(不做讨论);⑤3 尾粉土(冰冻层),
该层分布不连续,主要揭露于 785 平台下
部尾矿区域以及沉积滩内。层厚介于
报告(滩 坝前及 785 子坝以下零星分布⑥1 尾粉
顶 标 高 土(冰冻层)透镜体层。
该层分布不连续,主要揭露于沉积滩内。
层 厚 介 于 1.00-1.60m , 层 底 高 程 介 于
二期尾矿库冻土层分布
位置
报告 堆积坝下 库内
揭露了 B2-1-1、B2-2-1、B2-3-1、B2-4-1
共计 4 层模袋内冻土层,大都呈透镜体
库内表层冰冻层(不做讨论);K1-1 冻土
状,位于模袋层表层或底层;B3-1 冻土
层 层 厚 (m) 1.00 ~ 3.80 、 层 底 标 高 (m)
层层厚(m) 0.20~3.20、层底标高(m)
层 厚 (m) 0.50 ~ 5.00 、 层 底 标 高 (m)
报告(滩 层底标高(m) 769.36~775.03;K2-2 冻土
顶标高 层 层 厚 (m) 1.20 ~ 6.50 、 层 底 标 高 (m)
置仅有 9、10 剖的 795 子坝下有出露;
B4-2 冻土层层厚(m) 0.40~5.80、层底
标高(m) 750.55~763.87,该层大都集
层底标高(m) 750.68~755.70;其中库内
中在北侧副坝及东侧主坝 770 标高以
k3 与坝下 B4 冻土层有延续连接关系。
下,且具有多层次特征。连续厚层出现
在北侧副坝 3 剖面。
底高程介于 767.55-784.89m;4-1 多年冻
勘察报
告(滩顶
层底高程介于 759.65-782.45m。在北侧 770.34-787.79m;5-1 多年冻土:层厚介
标 高
副坝呈透镜体状分布。 于 0.90-4.00m , 层 底 高 程 介 于
在坝前尖灭。
复查报 底高程介于 780.09~785.88m;4-1 冻土
告(滩顶 层:层厚介于 1.60~2.80m,层底高程 库内无钻孔
标 高 介于 766.04~774.56m;4-2 冻土层:层
由上表对比分析需要做如下补充说明:
(1)由 2018 年报告可知:勘察时二期尾矿库启用了大约 5-6 年时
间,初期坝还具备良好的排渗效果,坝下冻层较薄且零星透镜体状分布,
比较符合实际状况;
(2)由 2020 年报告可知:勘察时二期尾矿库启用了大约 7-8 年时
间,钻探揭示库内基本分布连续的 6 层冻土层,770m 标高以上的冻土层
在延伸至堆积坝前时变薄或尖灭,770m 标高以下的部分冻土层延伸至堆
积坝内并与堆积坝下的冻土层连为一体。堆积坝下约有 3 层冻土层,但
大都为薄层状透镜体分布,且向初期坝方向有尖灭趋势。唯一有较大差
别的是北侧副坝的 3 剖面,揭示的 B4-2 冻土层(标高 762m 以下,层厚
约 5.0-6.0m)有连续分布。
(3)由勘察报告(钻探时间 2022 年 11 月-2023 年 1 月)可知:勘
察时二期尾矿库启用了大约 8-9 年时间,钻探揭示库内在 760m 标高以
上赋存 3 层基本连续的冻土层。堆积坝下仅在北侧副坝 770m 标高下赋
存多层、薄层、透镜体状分布的冻土层。
(4)由 2023 年复查报告可知:勘察时二期尾矿库启用了大约 8-9
年时间,堆积坝下揭示了 3 层冻土层存在,但 770m 标高以上的冻土层
大都在最高级子坝下尖灭或向初期坝方向尖灭,770m 标高以下的冻土层
以不连续薄层状分布。
对比结论:
(1)从四次勘察结果来看,库内存在多层、连续的冻土层各个公
司揭示的结果基本一致;堆积坝下揭示的冻土层稍有差异,但以薄层、
透镜体状分布的特征是一致的、且都有在最高子坝下变薄或尖灭的规律,
特别是 770m 标高以上的堆积坝下冻土层,四次勘察结果规律基本一致,
不同之处在于对库内冻土层向库内延伸时处理的原则不同。
(2)堆积坝内的冻土层在浸润线(表层冻层除外)以下以内附近
时,水热交换强烈,具备在此地段逐渐尖灭或融化的条件,四次勘察结
果也基本揭示了该规律。
(3)堆积坝下 770m 标高以下及库内深处的冻土层,四次勘察结果
有一定差异,判断应与钻探时的天气气温、钻探时采用的热循环水等因
素有关,天气越冷,深处的冻层越不容易查明。
二期尾矿库库内的尾矿在 40.0m 深度以上处于极缓慢的沉积状态,
通过钻探库内的钻孔可以发现,超静孔隙水存在于穿透某一层冻层之后
出现,且有多层超静孔隙水(钻机机长在钻探过程中体会到,由于大部
分承压水头未能漫出孔口,所以没有记录,仅记录高于孔口的承压水),
几乎所有的库内钻孔均存在超静孔隙水,且越靠近堆积坝超静孔隙水压
力越大,超静孔隙水压力水头从刚漫出孔口至高出孔口地面 0.5-4m 高,
且涌水量均较大。如钻孔 F31,在穿透深度 32.5m 冻层后,超静孔隙水
从孔内喷涌而出,喷涌数天才逐渐变小。探究其原因,库内超静孔隙水
的形成与当地冬季极低的气温有极大关系。
(1)连续的多年冻土层使库内富集了大面积的超静孔隙水层,使
钻探施工难度增大,库内大多钻孔需要前期引孔释放承压水后才能施钻,
等待期从几小时至几天不等。
(2)超静孔隙水的存在使库内有效自重应力减小,尾矿自重不易
固结,不利于尾矿库坝体安全。
(1)每年的 10-11 月份进入库内施钻卸压孔,使超静孔隙水得以
释放;
(2)设计更为优化的排渗措施。
本次勘察岩土物理力学性质参数推荐值详见下表 3.1.8 所示。
表 3.1.8 岩土物理力学性质参数推荐值
抗剪强度指标
重力密 承载力 压缩
地 内摩擦 干密度 渗透系数
度 粘聚力 特征值 模量
层 角
地层名称
编
号 r C Φ ρd K fak Es
(KN/m ) (kPa) (度) g/cm (cm/s) kPa Mpa
素填土
(筑坝层)
素填土
(初期坝)
尾粉土
(模袋)
尾粉土
(流塑)
尾粉土
(软塑/松散)
尾粉土
(松散-稍密)
尾粉土
(稍密-中密)
尾粉土
(中密-密实)
尾粉土
(稍密-中密)
尾粉土
(中密-密实)
尾粉土
(密实)
花岗岩
(全风化)
花岗岩
(强风化)
花岗岩
(中风化)
注:1.括号内数值为利用前期资料结论;粗粒土的模量为变形模量;⑦3 花岗岩中风化渗透系数
指标单位为吕荣;多年冻土渗透系数按极微透水考虑。
依据《中国地震动参数区划图》(GB 18306-2015)的划分,尾矿
库所在地位于新巴尔虎右旗,该地区地抗震设防烈度为Ⅵ度,二类场地
地震动峰值加速度值为 0.05g。
场地抗震设防烈度为Ⅵ度,粉土的黏粒含量不小于 10 时,可判别
为不液化土,本场地内尾粉土的黏粒含量均不小于 10,因此该场地的饱
和粉土为非液化地层。
二期尾矿库库区范围山体平缓,无岸边滑坡、塌陷、无泥石流等其
他不良地质作用及地质灾害。有高浓度尾矿、尾粉土(冰冻层)等地层,
为特殊性土。
通过现场水文地质调查、水文地质钻探、水文地质试验等工作,得
出以下结论:
(1)勘察场地山体平缓,地层较为简单,分布不均匀,地质构造
较为简单,场地基本稳定,无活动性构造断裂通过,适宜修筑尾矿库及
其附属设施。
(2)尾矿库地层组成及物理力学指标建议值结论:
尾矿堆积物主要由尾粉土组成,局部为尾粉质黏土薄夹层,堆积子
坝、副坝及初期坝由素填土(块石、碎石、黏性土)组成,其下天然地
层为花岗岩(全风化-中风化)。
(3)场区地下水及浸润线结论:
本次勘察期间,地下水埋深在 0.50~21.00m 之间,相应标高为
响较大。北侧副坝坝体浸润线埋深在 9.10~17.00m 之间,相应标高为
埋深在 7.60~20.70m 之间,相应标高为 764.27~787.56m 之间。坝体
浸润线总体由沉积滩—子坝—初期坝逐渐降低。
(4)该地下水及地表水对混凝土结构具弱腐蚀,对钢筋混凝土结
构中钢筋在长期浸水时具微腐蚀性、干湿交替时具弱腐蚀性;该场地环
境土对混凝土结构具弱腐蚀,其他填筑土对混凝土结构具微腐蚀,都对
钢筋混凝土结构中钢筋具微腐蚀。
(5)二期尾矿库无不良地质作用。
(6)库区范围山体平缓,无岸边滑坡、塌陷、泥石流等其他不良
地质作用及地质灾害。高浓度尾矿、尾粉土(冰冻层)等地层,为特殊
性土。
(1)多年冻土影响分析
① 冻土层分布及性质
该尾矿库多年的勘察其中目的之一就是查明库内冻土层的分布及
规律,多次专家审查的建议也是需要查明冻土层的分布规律。通过分析
该尾矿库多年的勘察资料可以得出如下结论:
a.在钻探范围内,多年冻土层大部分集中出露在 770m 标高以上部
分,深层多年冻土局部也有揭露,呈不连续透镜体状。
b.初期坝及堆积坝坝坡垂直投影范围内冻层分布较少,且呈不连续
透镜体状。
c.该尾矿库内冻土层应区别与天然地层中的冻土层,其尾矿性质与
季节性冻结、部分融化以及筑坝压重、排渗泄压等影响较大。其中,该
尾矿的性质及冻结状态决定了该尾矿冻层在考虑抗剪参数时应按不利
组合考虑。
d.由于排矿方式、排矿时间、排矿位置、筑坝时间、尾矿沉积变形、
多年气候不一、钻探季节、技术水平等各种因素影响,综合分析以往勘
察资料可以发现,冻土层的规律处在单一临近钻孔的对比上,并不存在
按排放年份分层的明晰规律。
② 冻土层的影响
a.通过本次夏季的延续勘察,发现库内的多年冻土层与层间的承压
水对尾矿的固结度有很大的影响。相比《2023 年主报告》的认识,本次
夏季的延续勘察更进一步认识到多年冻土层与层间的承压水对尾矿固
结度产生的根本性影响。由于层间承压水的存在,使冻土层间的尾矿受
到的有效应力削弱,致使未冻结的尾矿不易自然完成自重固结,并且形
成了冻土层间上部为透镜体离析水,下部为欠固结的尾矿,使尾矿固结
压密过程变得缓慢,形成了尾矿库内除冻土层及素填土层外的局部尾砂
欠固结状态。
b.由于冻土层的存在且规律性较差,在稳定性计算时,库内及初期
坝顶面标高以上的冻土层要按照不利情况考虑(该不利情况是指:局部
稳定性计算时,冻土层按推荐的抗剪强度参数参与计算;整体稳定性计
算时,冻土层按临近地层抗剪强度参数低的值参与计算),以涵盖其不
均匀性及冻层间承压水的不利影响。
(2)坝体破坏模式定性分析
① 坝体渗透破坏分析
该尾粉土的渗透变形特征为“过渡型”,易在尾矿与筑坝碎石材料
接触的部位发生接触冲刷。由于该尾矿极低的渗透特性,且在堆积坝体
上直接接触的为渗透系数大的碎石类土,两者渗透系数差距很大,可能
在两者接触的位置发生接触冲刷。
② 坝体强度破坏分析
a 原始地层强度破坏分析
勘察场地沟谷平缓,谷底纵向坡度约 2°。两侧山体坡度较为平缓,
平均地面坡度 5°-10°,地层岩性较为简单,地质构造较为简单,基岩
埋藏浅,岩性主要以中生代岩浆岩地层为主,分布深厚,场地稳定,无
活动性构造断裂,不易发生沿原始地层接触面或穿越原始地层而破坏。
b 堆积坝强度破坏分析
该坝体 770m 标高以下为初期坝,废石砌筑,原始地层为良好基础
持力层,不易在 770m 标高以下发生强度破坏;770m 标高以上为堆积坝
区域,该区域库内尾矿多处处于欠固结状态。
(3)本次勘察地层物理力学参数分析
本次夏季延续勘察后,结合本次勘察的岩土试验,对岩土物理力学
性质参数推荐值进行局部调整(以黑色加重字体表示),调整的主要范
围内 4-8 层(含其亚层)的抗剪强度及压缩(变形)模量。
本次勘察岩土物理力学性质参数推荐值详见下表:
表 3.1.12.1 岩土物理力学性质参数推荐值
抗剪强度指标
重力密 承载力 压缩
地 内摩擦 干密度 渗透系数
度 粘聚力 特征值 模量
层 角
地层名称
编
号 r C Φ ρd K fak Es
(KN/m ) (kPa) (度) g/cm (cm/s) kPa Mpa
(筑坝层) 21.8 5.0 32.0 / 3.9E-03 / /
(初期坝) (22.1) 5.0 35.0 / (3.0E-02) / /
尾粉土(软塑/
松散)
尾粉土(松散-
稍密)
尾粉土(稍密-
中密)
尾粉土(中密-
密实)
尾粉土(稍密-
中密)
尾粉土(中密-
密实)
(全风化) (20.6) (9.0) (32.0) / 2.84E-03 250 8.0
(强风化) (23.5) (15.0) (35.0) / 1.62E-03 700 50.0
(中风化) 27.1 / / / 2.54LU 2000 /
注:1.括号内数值为利用前期资料结论;粗粒土的模量为变形模量;⑦3 花岗岩中风化渗透系数
指标单位为吕荣;多年冻土渗透系数按极微透水考虑。
(1)结论
① 勘察场地山体平缓,地层较为简单,分布不均匀,地质构造较
为简单,场地基本稳定,无活动性构造断裂通过,适宜堆筑尾矿库及其
附属设施。
② 有关尾矿库的堆积方式、运行状况、现状条件见下表 3.1.12.2-1
所示。
表 3.1.12.2-1 尾矿库现状主要参数
构筑物
地段 构筑物参数 沉积滩坡比 干滩长度
名称
副坝长度 1209m,坝顶宽为 8m(兼道路),上、
下游坡比均为 1:2.5,坝顶标高为 770m,采用
采场剥离废石堆筑,依据原始地貌起伏堆筑而
北侧副 成,最大坝高约 17m,为不透水堆石坝。堆积
坝 子坝坝高约 28.0m-35.0m,达到 6 级子坝,堆
积坝整体坡比平均值不陡于 1:4.0。勘察期间,
尾矿库堆积子坝坝顶高程约 804.00m,滩顶标
高约 803.00m
初期坝坝轴线长 1195m,坝底标高约 716.00m,
坝顶标高约 770.00m,坝高约 54m,坝顶宽约
二期
尾矿
东侧主 透水堆石坝。现状堆积子坝坝高约 35m,已堆
库 10.4‰ >300.0m
坝 积 7 级子坝,总坝高达 94m,堆积坝整体坡比
平均值不陡于 1:4.0。勘察时期,尾矿库堆积
子 坝 坝 顶 高 程 约 808.00m , 滩 顶 标 高 约
副坝长度 961m,坝顶宽为 8m(兼道路),上
下游坡比均为 1:2.5,坝顶标高为 770m,为不
南侧副 透水堆石坝。堆积子坝坝高约 33m,已堆积 7
坝 级子坝,堆积坝整体坡比平均值不陡于 1:4.0。
勘察时期,尾矿库堆积子坝坝顶高程约
③ 尾矿库地层组成及物理力学指标建议值结论:
尾矿堆积物主要由尾粉土组成,局部为尾粉质黏土薄夹层,堆积子
坝、副坝及初期坝由素填土(块石、碎石、黏性土)组成,其下天然地
层为花岗岩(全风化-中风化)。
④ 场地除二期尾矿库 3 尾粉土不宜做天然地基外,其余各层土均
可做天然地基。
⑤ 场区地下水及浸润线结论:
本次勘察期间,地下水埋深在 0.20~19.20m 之间,相应标高为
响较大。北侧副坝坝体浸润线埋深在 6.40~19.20mm 之间,相应标高为
相应标高为 764.36~788.59m 之间。浸润线受正在运行的排矿及局部竖
向排渗井的影响,坝体浸润线总体由沉积滩—子坝—初期坝逐渐降低。
⑥ 本次勘察为夏季勘察,钻探期间冻土层岩芯较明显,现场极易
分辨,故揭露冻土层层数及厚度较准确,相对以往冬季勘察,所揭示的
冻土层层数有所增加,根据本次在北副坝及东主坝进行钻探的结果,冻
土层分布情况如表 3.1.12.2-2。
表 3.1.12.2-2 二期尾矿库本次勘察冻土层分布表
位置 二期尾矿库冻土层分布
报告 堆积坝下 库内
多年冻土在尾矿范围内普遍存在,层
数量骤增,较集中分布于 800-805 坝下标高
北副坝 数较多,厚薄不一,最大埋藏深度
内冻土层连续分布,795 坝方向尖灭。
多年冻土在尾矿范围内普遍存在,层
分布,805-810 坝下存在少量冻土层,标高
东主坝 数较少,厚薄不一,最大埋藏深度
基本无冻土层。
⑦ 工勘孔内尾砂试验结果表明以超固结比判定固结时为欠固结,
以固结度估算固结程度时,坝体下土体固结度明显好于库内,但总体固
结度小于 1,需要较长的时间完成固结。
(2)建议
① 重视多年冻土层及层间承压水的影响,应按不利情况考虑其对
稳定性的影响,4-8 层(含其亚层)在稳定性计算时,要考虑该区间范
围有效应力传递削弱的影响;
② 碎石压坡和对堆积坝下地层的加固应作为后续加高设计主要的
坝基处理措施,避免计算滑裂面剪出口出现在初期坝顶面标高附近。
拟建西侧坝体位于一期库初期坝及堆积坝下游(部分地段与一期库
初期坝及堆积坝重叠)、二期尾矿库上游澄清水区域附近。二期尾矿库
位于选矿厂南侧一东西走向的浅沟中,初期坝坝址距原一期库主坝下游
该沟谷地势平坦开阔,呈浅宽型,沟谷南北两岸平均坡度 5°-10°,平
均利用长度 2.0km,平均利用宽度 2.1km,沟底纵向坡度 2.0%。尾矿库
周围植被简单,多为草类。坝址位置地貌见图 3.1.13.1。
图 3.1.13.1 坝址区现状图(左图:镜向北、右图:镜向南)
(1)坝址范围地层分布规律及组成
由于高浓度性尾矿排放分选不明显,导致整体尾矿堆积体沉积规律
不明显,大小颗粒混杂沉积,仅能在宏观上发现上游澄清水区细颗粒变
多。该拟建西侧坝体坝址范围内以尾粉土和尾粉质黏土为主,在尾矿堆
积层的下部即为天然地层。
(2)地层组成
坝址范围及其影响地段的地层结构自上而下依次为:
由碎石、黏性土组成,一般粒径 60-100mm,最大粒径 500mm,为矿山采
矿剥离废石,为堆积子坝或副坝的筑坝材料,部分地段为填筑路基,中
密-密实。层厚介于 1.40-22.50m,层底高程介于 781.32-805.84m。
块石组成,一般粒径 60-200mm,最大粒径 500mm,为矿山采矿剥离废石,
为初期坝筑坝材料。层厚介于 3.10-30.10m,层底高程介于
度高,韧性低,为尾矿库筑坝所用模袋内尾矿,水上湿,水下饱和,稍
密-中密。该层仅在设计的 775、785、795 子坝上采用(770 池田法的坝
埂上采用),层厚介于 4.30-11.40m,层底高程介于 787.17-790.60m。
性低,饱和,局部为尾粉质黏土,流塑。该层在库内普遍分布,位于库
内表层,层厚介于 1.40-15.70m,层底高程介于 781.33-804.76m。
晶,局部有薄冰夹层,局部为尾粉质黏土,密实。该层在库内普遍存在
(仅局部缺失),
层厚介于 0.30-3.80m,
层底高程介于 783.24-803.04m。
韧性低,饱和,局部为尾粉质黏土,流塑。该层主要分布在澄清水区,
位于地表水体下,层厚介于 1.70-11.10m,层底高程介于 788.93-799.54m。
性低,水上湿,水下饱和,局部为尾粉质黏土,软塑。该层在库内普遍
存在(仅局部缺失),层厚介于 0.50-14.90m,层底高程介于
晶,局部有薄冰夹层,局部为尾粉质黏土,密实。该层在库内普遍存在
(仅局部缺失),
层厚介于 0.90-2.50m,
层底高程介于 771.94m-785.06m。
性低,水下饱和,局部为尾粉质黏土,松散-稍密。该层在库内普遍存
在(仅局部缺失),层厚介于 1.00-20.10m,层底高程介于 753.78m-77
晶,局部有薄冰夹层,局部为尾粉质黏土,密实。该层分布不连续,呈
透镜体状或岛状,层厚介于 1.50-3.80m,
层底高程介于 768.37m-773.93m。
性低,为尾矿堆积层,水上湿,水下饱和,局部为尾粉质黏土,稍密-
中密。该层分布在坝体及其附近,层厚介于 1.40m-10.60m,层底高程介
于 774.40m-793.15m。
韧性低,为尾矿堆积层,水上湿,水下饱和,中密,局部为尾粉质黏土,
局部密实。该层仅在 T29 钻孔有揭露,揭露厚度 3.60m。
冰晶,局部有薄冰夹层,局部为尾粉质黏土,密实。该层分布在坝体及
其附近,该层仅在 T83 钻孔有揭露,揭露厚度 0.90m。
英及少量暗色矿物组成,花岗结构,块状构造,极破碎,岩芯呈碎块状,
RQD<10,软岩-较软岩,岩体基本质量等级为Ⅴ。该层分布不连续,揭
露厚度介于 1.10-6.30m,相应高程介于 750.88m-788.05m。
英及少量暗色矿物组成,花岗结构,块状构造,破碎,岩芯呈碎块状,
钻孔未穿透该层,最大揭露厚度 7.40m。
量暗色矿物组成,花岗结构,块状构造,较破碎-较完整,岩芯呈短柱
状、长柱状,25≤RQD<75,较软岩-较硬岩,岩体基本质量等级为Ⅳ-
Ⅲ。本次钻探大部分钻孔未穿透该层,最大揭露厚度 3.00m。
(3)岩土物理力学性质参数推荐
表 3.1.13.2 岩土物理力学性质参数推荐值
抗剪强度指标
重力 承载力 压缩
地 内摩擦 干密度 渗透系数
密度 粘聚力 特征值 模量
层 角
地层名称
编
号 r C Φ ρd K fak Es
(KN/m ) (kPa) (度) g/cm (cm/s) kPa Mpa
素填土
(筑坝层)
素填土
(初期坝)
尾粉土
(模袋)
尾粉土(堆积坝、
沉积滩)
尾粉土
(澄清水区)
尾粉土
(高浓度尾矿)
尾粉土
(堆积坝、沉积 19.7 14.1 11.7 1.56 (4.8E-06) 80 6.7
尾粉土
(澄清水区)
抗剪强度指标
重力 承载力 压缩
地 内摩擦 干密度 渗透系数
密度 粘聚力 特征值 模量
层 角
地层名称
编
号 r C Φ ρd K fak Es
(KN/m ) (kPa) (度) g/cm (cm/s) kPa Mpa
尾粉土(堆积坝、
沉积滩)
尾粉土
(澄清水区)
尾粉土
(稍密-中密)
尾粉土
(中密-密实)
花岗岩
(全风化)
花岗岩
(强风化)
花岗岩
(中风化)
注:1.括号内数值为利用前期资料结论;粗粒土的模量为变形模量;2.⑦3 花岗岩中风化渗透系
数指标单位为吕荣;多年冻土渗透系数按极微透水考虑;3.本次勘察除了 3-5 层不含其层间冻
层,其他地层参数利用了《2023 年主报告》数值。
(1)结论
① 勘察场地原始地形平缓,地质构造较为简单,场地基本稳定,
无活动性构造断裂通过,现状地层较为复杂,分布不均匀,经地基处理、
检测合格、满足稳定性计算要求后可以筑坝。
② 坝址范围内的地层结构见 2.2.1.12.2 所述。场地除 3 尾粉土、
其余各层土均可做天然地基。场地各层土的承载力特征值及压缩模量 Es
建议采用表 2.2.1.12.2 的数值。
③ 作为尾矿库稳定性计算依据,其主要物理力学性质指标建议值
可采用表 2.2.1.12.2。其中当在堆积坝区域进行稳定性分析时,可采用
《2023 年加高扩容报告》中推荐值。当在沉积滩、澄清水区进行稳定性
分析时,建议采用表 2.2.1.12.2 数值。
④ 本次勘察期间,地下水埋深在 0.00~9.20m 之间,相应标高为
响较大。该地下水及地表水对混凝土结构具弱腐蚀,对钢筋混凝土结构
中钢筋在长期浸水时具微腐蚀性、干湿交替时具弱腐蚀性;该场地环境
土尾矿对混凝土结构具弱腐蚀,其他填筑土对混凝土结构具微腐蚀,都
对钢筋混凝土结构中钢筋具微腐蚀。
⑥ 坝址范围无岸边滑坡、塌陷、无泥石流等其他不良地质作用及
地质灾害。有素填土、尾粉土(膜袋)、膏体尾矿、多年冻土等特殊性
土地层。
⑦依据《中国地震动参数区划图》(GB 18306-2015)的划分,该
区地震动峰值加速度值为 0.05g,反应谱特征周期为 0.35s。场地饱和
粉土为不液化地层。
⑧ 采场与排土场有足量的弃石供筑坝选择,物理力学性质好,且
采场和排土场均距离尾矿库较近,可以满足筑坝需要。
(2)建议
① 地基处理措施建议采用碎石桩,处理深度达到原始地层或根据
稳定性计算结果达到最危险滑动面下不小于 2.0m 的深度。
② 现状条件下,坝基、坝肩均稳定。
③ 坝址地段澄清水区建议先将水体排出,固结一段时间后再进行
地基处理;
④ 应加强地基土抗水平力的措施;
⑤ 在沉积滩上碎石桩施工时,应考虑冻土层融化的不利影响。
尾矿库区周边均为乌山矿及承包单位的生产生活设施,无其他居民
区及工矿企业等,尾矿库周边环境敏感点距离尾矿库最终边界的距离见
表 3.2.1。尾矿库周边环境示意图见图 3.2.1。
表 3.2.1 尾矿库周边环境敏感点一览表
环境要素 敏感点 最低标高(m) 相对方位 与工程距离
易普力 812.0 西 距尾矿坝 1054m
生产辅助设
生产辅助区 808.3 西北 距尾矿坝 1120m
施
中铁十九局驻地 804.6 西 距尾矿坝 1860m
尾矿制备车间 809.8 北 距尾矿坝 1160m
选矿厂 810.0 西 距尾矿坝 1460m
工业设施
露天采场 -- 西 距尾矿坝 2.4km
排土场 -- 西 距尾矿坝 2.4km
图 3.2.1 尾矿库周边环境图
尾矿库各侧坝体坡脚起至下游尾矿流经路径 1 公里范围内无其他居
民、工矿企业和交通等重要设施。尾矿库与周围重要设施距离满足《关
于印发防范化解尾矿库安全风险工作方案的通知》
(应急〔2020〕15 号)
文件要求。
乌山尾矿库地处草原牧区,人口密度很小。尾矿坝坝址下游 1km 内
的牧民点均已搬迁,初期坝下游无其他居民,符合尾矿库选址要求。
根据工程勘察和筑坝研究提供的库内尾砂地层渗透系数均在
起到天然防水层的作用,且在乌山尾矿库周边设置连续墙+帷幕灌浆截
渗设施,防止渗水流入下游,防渗墙的整体渗透系数不大于 5lu。防渗
墙与回水池间设置多座集水井,将渗水集中扬送至库内回水区,这些设
施都确保了周围的水体环境不受影响。
(1)加高扩容坝体稳定性对一期尾矿库的影响分析
二期尾矿库原设计终期坝顶标高与一期尾矿库设计终期坝顶标高
相同,均为 810m,一期尾矿库位于二期尾矿库上游,现状条件下,二期
尾矿库不会对一期尾矿库构成安全威胁。尾矿库加高扩容工程仅在二期
尾矿库内进行,仅有西侧坝体靠近一期尾矿库。西侧坝体采用中线式废
石筑坝方案,子坝及下游坝壳均采用废石堆筑,子坝与坝壳共同构成坝
体,平均外坡比为 1:4;西侧坝体基础通过现场试验,采取能够保证坝
体安全的振冲碎石桩坝基处理方案。利用废石筑坝及采取有效的坝基处
理措施,大大缓解了加高坝体的安全风险。通过对加高扩容后尾矿坝的
抗滑稳定计算,其坝体在各个工况下均满足规范最小安全系数的要求,
其抗滑稳定系数较高,尾矿坝安全性裕度较大。因此,尾矿库扩容工程
不会对一期尾矿库运行产生安全威胁。
(2)加高扩容尾矿库排洪方式对一期尾矿库的影响分析
根据尾矿库加高扩容工程西侧坝体筑坝位置,西侧坝体施工后,原
二期尾矿库内“井-管”式排水设施位于加高扩容工程尾矿库外,可作
为利旧设施。加高扩容尾矿库为平地型,库内不具备修建排水井条件,
根据尾矿库库区及回水条件,新建排水设施采用“废石码头+溢洪道”
的形式,排水设施布置在西侧坝体中间位置。加高扩容尾矿库排水形式
及排水路径为:库内溢洪道→穿坝排水圆管→排水明渠→坝外集水池→
原二期库内排水井→排水涵管→二期尾矿库外坝肩排水沟。该套排洪系
统均在二期尾矿库内建设及运行, 且泄流能力满足加高扩容尾矿库泄
洪要求。同时,由于排洪系统出口位置位于二期尾矿库尾矿坝下游,因
此,在满足其安全泄洪时并不会对一期尾矿库造成不利影响。
综上所述,从加高扩容尾矿库的坝体稳定性、排洪方式等方面分析,
均不会对一期尾矿库的运行产生不利影响。
依据尾矿库的加高扩容工程设计方案,尾矿库加高扩容后尾矿库最
终坝顶标高 840m、最大坝高为 124m、总库容 30392 万 m3,为二等库,尾
矿坝级别为 2 级。
该尾矿库安全方面存在主要影响因素包括以下几个方面:
(1)高浓度排矿入库尾矿不分级、渗透系数低(10-6cm/s 量级)不
易固结;
(2)项目地处高寒地区,库内存在尾矿冻土层,导致库内沉积地
层存在超孔压;
(3)加高扩容工程中,西侧坝体位于原二期尾矿库尾软泥和水区,
坝基为 40m~50m 深度的沉积尾矿(尾粉土),自上而下分别为流塑、
软塑、可塑状态,其软塑下限最大埋深 30m,坝基强度低,未经处理不
满足筑坝要求。
(4)2 级尾矿坝抗震可靠性问题。
针对(1)、(2)因素,设计采用中线法废石筑坝方案,可有效预
防坝体上升过程中,库内尾矿不固结(固结差)带来的影响,该方案经
验成熟,无需试验支撑。
根据以往软土地基工程处理经验,西侧副坝地基处理选择振冲碎石
桩加固处理方案。为了确定该地基处理方案在本工程的可行性和可靠性,
并为设计提供必要的参数,进行西侧坝体筑坝区域坝基处理专项试验研
究。
地震对尾矿坝的安全影响及风险程度与建筑场地地质情况及尾矿
库溃坝致灾害程度有关。依据《中国地震动参数区划图》
(GB 18306-2015)
的划分,项目所在地抗震设防烈度为Ⅵ度,二类场地地震动峰值加速度
值为 0.05g。尾矿库加高扩容后,尾矿坝的等级为 2 级,最大坝高 124m,
从安全和风险角度考虑,该尾矿库的抗震设计烈度按Ⅶ度设防。依据相
关规定,需要进行尾矿库三维渗流和地震动力稳定性方面的研究,确定
尾矿库加高扩容工程坝体渗流稳定和抗震安全可靠性,并为设计提供支
撑。
(1)西侧坝体筑坝区域坝基处理试验研究
西侧坝体筑坝区域坝基处理试验研究由中国京冶工程技术有限公
司完成。2024 年 11 月 1 日~2024 年 11 月 22 日完成了试验段(面积 1600m2)
的试验施工及碎石桩、桩间土、堆坝变形等试验检测工作,出具了《中
国黄金集团内蒙古矿业有限公司乌努格吐山铜钼尾矿库加高扩容工程
西侧坝体筑坝区域坝基处理试验段工程试验研究报告》。根据该试验研
究报告结论,西侧副坝坝基采用 15m、30m 长短桩结合处理后,地基强
度大幅提高,沉陷变形可控,满足坝体稳定要求。
(2)尾矿库三维渗流和地震动力稳定性研究
尾矿库加高扩容工程三维渗流和地震动力稳定性研究工作由应急
管理部信息研究院完成,出具了《中国黄金集团内蒙古矿业有限公司乌
努格吐山铜钼尾矿库加高扩容工程三维渗流分析报告》和《中国黄金集
团内蒙古矿业有限公司乌努格吐山铜钼尾矿库加高扩容工程地震动力
稳定性分析报告》。研究结果表明,该尾矿库加高扩容设计方案安全可
靠,尾矿坝满足渗流稳定和静动力稳定要求。
上述研究报告的结果均在尾矿坝设计得到应用和体现。西侧坝基处
理试验报告主要内容见 5.6.2 节;尾矿坝三维渗流分析、地震动力稳定
性研究报告的主要内容见 5.6.8、5.6.9 节。
根据 1:1000 现状地形图计算,本次设计从原设计标高 810.00m 开
始似中线法筑坝加高,最终坝顶标高 840.00m,总坝高 124m,扩容后增
加库容 7873 万 m3,库容利用系数 0.90,有效库容 7086 万 m3。根据选矿
厂 87000t/d 的生产规模,尾矿产率 99%,工作制度 340d/a,年排尾矿
量 2928×104t 计算,尾矿堆积干密度 1.45t/m3,每年尾砂堆存所需库容
为 2020×104m3,扩容后尾矿库可堆存选厂排尾量约 3.5 年。扩容后尾矿
库库容计算见下表 5.1。
表 5.1 标高 810.00m 以上库容计算表
累计增加库容 增加有效库容 上升速率
标高(m) 面积(㎡) 预计堆满时间
(m?) (m?) (m/a)
根据《尾矿设施设计规范》(GB50863-2013)“尾矿库等别按下表
分别确定。当按尾矿库的全库容和坝高分别确定的尾矿库的等别的等差
为一等时,应以高者为准;当等差大于一等时,应按高者降一等确定。”
表 5.2.1-1 尾矿库的等别
等别 全库容 V(10000m ) 坝高 H(m)
一 V≥50000 H≥200
二 10000≤V<50000 100≤H<200
三 1000≤V<10000 60≤H<100
四 100≤V<1000 30≤H<60
五 V<100 H<30
本次设计最终堆积坝顶标高 840.0m,最大坝高 124.0m;增加库容
m3。按坝高确定尾矿库为二等,按库容确定尾矿库为二等,因此尾矿库
的终期设计等别为二等,其各使用期的等别如下表 5.2.1-2。
表 5.2.1-2 尾矿库各使用期等别
坝顶标高(m) 坝高(m) 全库容(万 m ) 尾矿库等别
根据《尾矿设施设计规范》(GB50863-2013),尾矿设施构筑物级
别应根据尾矿库最终设计等别按表 5.2.2 确定。
表 5.2.2 尾矿库构筑物的级别
构筑物的级别
尾矿库等别
主要构筑物 次要构筑物 临时构筑物
一 1 3 4
二 2 3 4
三 3 5 5
四 4 5 5
五 5 5 5
根据上表,该尾矿库构筑物级别:主要构筑物(坝体、库内防洪设
施)级别为 2 级,次要构筑物 3 级、临时构筑物级别为 4 级。
按《尾矿设施设计规范》(GB50863-2013),尾矿库的防洪标准应
根据各使用期等别,综合考虑坝高、库容、使用年限及对下游可能造成
的危害等因素按表 5.2.3-1 确定。
表 5.2.3-1 尾矿库防洪标准
尾矿库各
一 二 三 四 五
使用期等别
洪水重现期 1000~5000
(年) 或 PMF
根据《尾矿库安全规程》(GB39496-2020)第 5.2.8 章节加高扩容
的尾矿库除一等库外,防洪标准按表 5.2.3-1 确定的防洪标准的基础上
提高一个等别。该尾矿库等别为二等,提高一个等别后防洪标准按 5000
年一遇洪水设防。
表 5.2.3-2 尾矿库使用期防洪标准
坝顶标高(m) 坝高(m) 全库容(万 m ) 尾矿库防洪标准
由于原满洲里行政区划属于黑龙江省管辖,水文资料可由《黑龙江
省水文图集》(1972 年版)查得。
表 5.3.1.1 尾矿库洪水计算参数
P F
名称 2 CV CS/CV KP H24 L J n1 n2 m α24
(%) (km )
库区
汇水
注:各服务期尾矿库的等别、防洪标准和汇水面积(2.694Km2)均
一致,本次设计仅进行终期标高 840m 的洪水计算。
设计采用水科院简化推理公式和地方经验公式进行计算,对比分析
后选用计算结果。
(1)洪峰流量公式
A ×( S P ×F ) B
QP = = D ×μ ×F
L c
( )
MJ 1 / 3
式中:
QP——设计频率 P 的洪峰流量,m3/s;
Sp——频率为 P 的暴雨雨力,mm/h;
H 24 P
H24P=KP× H 24 , S P =
H24P——设计频率 P 时 24 小时降雨量;
KP——模比系数。重现期为 P 的经验式参数指数,
H 24——年最大 24 小时降雨量均值, mm;
F ——坝址以上汇水面积, km2;
L——由坝址至分水岭主沟长,km;
j ——主河槽平均坡降;
μ——产流历时内平均渗率,mm/h;
A、B、C、D——计算指数,据 n 值查表;
n——暴雨递减指数(τ≤1 时,n=n1,τ>1 时 n=n2);
τ——流域产流历时,小时;
m——汇流参数;
μ——产流历时内流域平均入渗率;
α24——降雨历时为 24 小时的径流系数;
hr——历时为 tr 的主雨峰产生的径流深;
hr24——24 小时降雨的径流深;
tc——主雨峰产流历时
? (1 ? n2 ) S p ? n2
Tc = ? ?
? ? ?
(2)一次洪水总量计算公式:
WtP = 1000? t H t P F
式中:
WtP :历时为 t,频率 P 的洪水总量,m ;
? t :与历时 t 相应的降雨迳流系数;
H t P :历时为 t,频率为 P 的降雨量,mm;
F :汇水面积 Km2
(1)洪峰流量计算
Kp
( Qm )P = ? C p ? F 0.67
K5%
式中:
K p -不同频率模比系数;
K5% -20 年一遇模比系数;
Cp
-最大流量参数;
F -汇水面积, Km 2 ;
表 5.3.1.2.2 洪水计算参数表
参数 KP
项目 CV CS/CV
(P=5%) 20 年一遇 5000 年一遇
最大流量 CP=1 0.9 2.5 2.80 8.20
最大一日流量 B1=10 0.9 2.0 2.78 7.42
(2)最大 24 小时洪水总量(F<20km2)
F Kp
W24max = 1.16W1 = 1.16 ? 0.1? ? ? B1 ? 200.83
式中:
K p -不同频率模比系数;
K5% -20 年一遇模比系数;
Cp
-最大流量参数;
F -汇水面积, Km 2 ;
B1 -最大 1 日洪量参数(二十年一遇);
W24 max -最大 24 小时洪量。
表 5.3.1.3 洪水计算结果
设计洪水 洪峰流量(m /s) 一次洪水总量(10 m )
名 称
频率 P(%) 简化公式 地方公式 简化公式 地方公式
根据两种计算方法比较,结果差别悬殊,简化推理公式计算的结果
更大。从汇流原理分析,对于小流域洪水计算,简化推理公式计算结果
更合理。故设计从安全出发,选择简化推理法计算结果作为本次设计的
依据。
洪水过程线采用概化多峰三角形过程线,该过程线能够反映推理公
式的特点,且更加切合实际。绘制多峰三角形过程线前,首先需进行暴
雨时程分配,为了安全起见,主雨峰置于整个降雨时程的 3/4 或稍后一
些时程上;次雨峰对称出现在主雨峰两侧。计算结果如图 5.3.1.4。
图 5.3.1.4 尾矿库坝顶标高 840m 洪水过程线(5000 年一遇)
库外洪水计算区域主要为原二期尾矿库内加高扩容工程以外区域,
汇水面积约 0.9km2。该区域汇水主要通过原二期尾矿库“井-管”式排
水系统进行排洪,在排水井周围新建 200m×300m×5m 的集水池,周围
其他区域以 0.1%的坡度坡向集水池。
由于原满洲里行政区划属于黑龙江省管辖,水文资料可由《黑龙江
省水文图集》(1972 年版)查得。
表 5.3.2.1 尾矿库洪水计算参数
P F
名称 2 CV CS/CV KP H24 L J n1 n2 m α24
(%) (km )
库外
汇水
洪水计算公式与库内洪水计算公式一致,采用简化推理公式法计算。
计算结果如下表:
表 5.3.2.2 洪水计算结果
设计洪水 3 4 3
名 称 洪峰流量(m /s) 一次洪水总量(10 m )
频率 P(%)
洪水过程线采用概化多峰三角形过程线,该过程线能够反映推理公
式的特点,且更加切合实际。绘制多峰三角形过程线前,首先需进行暴
雨时程分配,为了安全起见,主雨峰置于整个降雨时程的 3/4 或稍后一
些时程上;次雨峰对称出现在主雨峰两侧。
由于库内雨洪水需要通过库外排水设施排洪,因此,库外汇水区洪
水过程线需要与库内调洪过程线进行叠加,叠加后洪水过程线计算结果
如图 5.3.2.3。
图 5.3.2.3 尾矿库坝顶标高 840.00m 洪水过程线(5000 年一遇)
尾矿库内正在使用的排水设施为“井-管”形式,布置在库区西北
侧,排水井 1 座,为内径 2m、高度 15m 的钢筋混凝土四柱框架式排水井,
排水管为内径 1.5m、壁厚 300mm 的钢筋混凝土现浇排水涵管,排水涵管
自西向东敷设,横穿北侧副坝。排水井最低进水标高 795.00m,井顶标
高 810.00m;排水管进水中心标高 793.05m,出口中心标高 788.84m,管
长 686m,敷设坡度≥0.5%,基础落于中风化花岗岩层。目前,尾矿库淹
没排水井高度 8m,排水井、排水圆管混凝土强度等级均为 C25。
根据《中国黄金集团内蒙古矿业有限公司乌努格吐山铜钼矿尾矿库
东侧排水系统质量检测报告》(沈阳兴禹水利建设工程质量检测有限公
司,2024 年 1 月),排水井、排水涵管、消力池及下游排水沟混凝土外
观质量整体表面完好,未见明显裂缝、剥蚀、漏筋、渗水等现象;所检
部位混凝土抗压强度(回弹法)检测结果均满足设计要求。
根据尾矿库加高扩容工程西侧坝体筑坝位置,西侧坝体施工后,原
二期尾矿库内“井-管”式排水设施位于加高扩容工程尾矿库外,可作
为利旧设施;并在加高扩容尾矿库内新建排水系统。
加高扩容尾矿库为平地型,库内不具备修建排水井条件。根据尾矿
库库区及回水条件,新建排水设施采用“废石码头+溢洪道”的形式。
排水设施布置在西侧坝体中间位置,距北坝端约 680m,自西侧坝体向库
内敷设,深入库内 300m。溢洪道自库内坡向尾矿坝,敷设坡度 0.1%,
溢洪道采用废石堆建而成,断面尺寸为梯形,底宽 2.0m,高 5.0m,两
侧边坡坡比为 1:1.5,溢洪道内坡设 200mm 厚混凝土衬砌,并在边坡设
直径 25mm 减压排水孔,排水孔间距为 2.0m。溢洪道进水口设置混凝土
溢流堰,溢流堰随库内尾砂升高逐级修筑,每级溢流堰高 0.1m,终期溢
流堰断面尺寸为顶宽 1.0m,高 5.0m,上、下游坡坡比均为 1:0.5。溢洪
道下游接预制钢筋混凝土排水圆管接排水明渠,穿过坝体部分为排水圆
管,长度 45m,临时埋设,随坝体升高向上迁移,与库内溢洪道同步升
高;排水圆管下游接排水明渠,长度约 450m,明渠为梯形结构,底宽
毯衬砌。排水明渠通往西侧坝外新建集水池,排出的雨洪水进入集水池,
通过集水池内的原二期尾矿库排水系统排出库外坝肩排水沟。排水设施
具体布设方式见图 1452-尾-17,排水设施结构见图 1452-尾-18。
(1)封堵体概况
二期尾矿库第一套排水系统为钢筋混凝土“井-管”式,混凝土强
度等级为 C30。排水井位于初期坝上游 450m 处,为内径 2m、高度 15m
的框架排水井;排水管为内径 1.5m、壁厚 600mm 的钢筋混凝土圆管,排
水管出口位于初期坝脚外,出口标高 738m。
排水系统的封堵位置位于井座及出口段,出口段封堵长度 9m,采用
添加微膨胀剂的 C30 混凝土注浆封堵。
根据《中国黄金集团内蒙古矿业有限公司乌努格吐山铜钼矿尾矿库
排水涵管封堵质量检测报告》(沈阳兴禹水利建设工程质量检测有限公
司,2024 年 1 月),尾矿库排水涵管封堵混凝土外观质量整体表面完好,
未见明显裂缝、剥蚀、漏筋、渗水等现象;所检部位混凝土抗压强度(回
弹法)检测结果满足设计要求。
(2)计算条件
① 外部荷载按尾矿库加高扩容最终坝高水位计算,按 102m 水头高
度计算水压力。考虑排水管埋藏较深,排水井、管内尾矿沉积多年,内
摩擦角取 11°计算封堵体土压力。
② 忽略排水管坡度,按水平管计算荷载和抗力。
③ 混凝土质量密度 24KN/m3,尾矿浮容重取 10.52KN/m3。
(3)计算公式
依据《水工隧洞设计规范》(SL279-2016)中关于封堵段计算采用
力学抗剪断公式为:
KS ≤ R
S = ΣP
R = f ′ ΣW + C ′ Σλi Ai
式中:
:混凝土与混凝土之间的抗剪断摩擦系数,取 1.10~0.90,本次
取 0.9;
:混凝土与混凝土间的抗剪断粘聚力,取 1100KPa~700KPa,取
:除顶拱部位,封堵段底、侧面与混凝土接触面的面积,取取
:除顶拱部位,封堵体底面、侧面与原结构混凝土有效接触面的
面积系数,取 1.0;
:按抗剪强度计算的抗滑稳定安全系数,按规范;
:封堵体承载力设计值。
:荷载效应设计值。
:封堵体承受全部荷载效应对滑动面的法向分量
:封堵体承受全部荷载效应对滑动面的切向分量
(4)计算结果
表 5.4.3 一期排洪系统封堵体抗滑稳定计算表
ΣW f' ΣλiAi C' R Pw PS S
(KN) (m ) (KPa) (KN) (KN) (KN) (KN)
注:PS、PS 分别为作用于封堵体上表面的水压力和土压力。
经计算,按加高扩容的最终堆积标高 840m 计算,尾矿库一期排水
系统封堵体抗滑稳定安全系数 K>3,满足规范要求,排水管无泄漏风险。
因此,无需对该排水设施采取其他治理措施。
对于一般情况的调洪演算,可根据洪水过程线和排水构筑物的泄水
量与尾矿库的蓄水量关系曲线,通过水量平衡法计算出泄洪过程线,从
而计算出泄流量、调洪库容、最高洪水位、干滩长度等参数。
尾矿库内任一时段Δt 的水量平衡方程式以下述公式表示。
—
令 Q = (QS + QZ ) ,则水量平衡方程式化简为:
? 1 ?
VZ + q Z ?t = Q ?t + ?VS ? q s ?t ?
对库区内“溢流堰”排水设施计算出泄洪过程。根据上述水量平衡
方程,采用程序进行调洪演算。
尽管二期尾矿库加高扩容工程的调洪库容远远大于一次洪水总量,
尾矿库很难遇到排水泄洪的运行工况,但顾及到极端状态下尾矿库的安
全,本次设计按照《尾矿设施设计规范》(GB50863-2013)要求,在库
区设置了排洪设施;并针对极端状态下—干滩长度 300m、排水设施开始
泄洪时,遭遇的设计洪水工况进行调洪演算。
调洪库容与沉积滩坡比、干滩长度、库区地形条件有关。沉积滩坡
比与尾矿粒度、放矿流量、尾矿比重有关。本次设计根据工勘提供的数
据及安全考虑,尾矿库沉积滩坡度按 0.8%设计,则调洪库容计算如下:
图 5.4.4.2 库区坝顶标高 840.00m 调洪库容曲线图
(1)溢流堰泄流计算
溢流堰泄流计算公式:
Q = mb 2 g H 1.5
其中:
m—为宽顶堰流量系数;
b—为堰宽,设计按最小堰宽 2.0m 计算;
H—为堰上水头。
溢流堰泄流计算成果见表 5.4.4.3.1。
表 5.4.4.3.1 溢流堰泄流量成果表
堰顶水头(m) 泄流量(m /s)
图 5.4.4.3.1 溢流堰泄流曲线图
图 5.4.4.3.2 尾矿库坝顶标高 840.00m 时调洪曲线图
表 5.4.4.3.2-1 调洪演算计算结果表
坝顶标高(m)
项目
设计洪水标准(a) 5000
沉积滩坡比(%) 0.8
汛期正常运行干滩长度(m) 300
正常水位(m) 837.60
防洪高度(m) 2.40
最大泄流量(m /s) 0.598
调洪高度(m) 0.34
最高洪水位(m) 837.94
安全超高(m) 2.06
最小干滩长度(m) 258
由《水工建筑物抗震设计标准》
(GB51247-2018)第 2.2.2 节可知:
地震区尾矿坝根据设计烈度和坝前水深,取地震涌浪高度为 0.5-1.5m。
项目所在地地震烈度为Ⅵ度,且库区水深在 10m 以下,故设计地震涌浪
高度取 0.5m,故尾矿坝标高 840.00m 最小超高见下表。
表 5.4.4.3.2-2 最小安全超高计算表
尾矿规程规定最
标 高 地震涌浪高度 地震沉降 最小安全超高
小安全超高
m m m m m
最终设计坝顶标高 840.00m 时,坝高 124m,二等库,调洪高度 2.4m
时,调蓄库容约 197.83 万 m3,一次洪水总量 37.5 万 m3,可以蓄存约 5
次五千年一遇洪水,排洪设施最大泄流量 0.215m3/s,所需调洪库容 37.5
万 m3。安全超高 2.4m>2.21m 的最小安全超高要求,最小干滩长度 258m,
均满足规范要求。
根据库区调洪演算结果,溢洪道、排水圆管及排水明渠所需最大泄
流量为 Q=0.598m3/s。
(1)溢洪道泄流计算
溢洪道断面尺寸为梯形,底宽 2.0m,高 5m,边坡坡比为 1:1.5,混
凝土衬砌。设计坡度 0.1%。
溢洪道泄流量按明渠均匀流计算,计算公式如下:
Q = AC Ri
式中:A—过流面积;
C—谢才系数;
R—水力半径;
I—水力坡降;
n—糙率。
经计算,溢洪道内水深为 0.31m 时,满足泄流要求。
(2)排水圆管泄流计算
排水圆管为混凝土管,内径 D=1.2m,设计坡度 i=0.1%。根据排水
设施布置,排水圆管泄流量按明口隧洞计算,计算公式参考《尾矿设施
设计参考资料》,根据尾矿库排洪条件,排水圆管按无压流公式计算,
计算公式如下:
? = ??√2??01.5
式中:m—流量系数,根据进口形式,取 0.30;
b—圆管宽度,米,非矩形断面取 b=(ωk/hk);
ωk—临界水深 hk 时的过水断面面积,平方米;
H0—圆管进口处的计算水头,米,自洞口底起算;
经计算,排水圆管内水深为 0.66m 时,满足泄流要求。
(3)排水明渠泄流计算
排水明渠断面尺寸为梯形,底宽 1.0m,高 1m,边坡坡比为 1:1.0,
水泥毯衬砌。最小设计坡度 0.1%。
排水明渠泄流量按明渠均匀流计算,计算公式如下:
Q = AC Ri
式中:A—过流面积;
C—谢才系数;
R—水力半径;
I—水力坡降;
n—糙率。
经计算,排水明渠内水深为 0.54m 时,满足泄流要求。
对于一般情况的调洪演算,可根据洪水过程线和排水构筑物的泄水
量与尾矿库的蓄水量关系曲线,通过水量平衡法计算出泄洪过程线,从
而计算出泄流量、调洪库容、最高洪水位、干滩长度等参数。
尾矿库内任一时段Δt 的水量平衡方程式以下述公式表示。
—
令 Q = (QS + QZ ) ,则水量平衡方程式化简为:
? 1 ?
VZ + q Z ?t = Q ?t + ?VS ? q s ?t ?
对库区外“排水井+管”排水设施计算出泄洪过程。根据上述水量
平衡方程,采用程序进行调洪演算。
库外区域周围坝体顶标高 810m,洪水通过集水池进行调节,设计池
顶标高为 809.50m,池内排水井进水口标高位 806.50m。则调洪库容计
算如下:
图 5.4.5.2 库区坝顶标高 840.00m 调洪库容曲线图
库外排水设施主要为排水井+排水圆管。井-管(或隧洞)式排水系
统的工作状态,随泄流水头的大小而异。当水头较低时,泄流量较小,
为自由泄流;当水头增大,井内被水充满,但排水管(或隧洞)尚未呈
满管流,泄流量受排水管(或隧洞)的入口控制,此时为半压力流;当
水头继续增大,排水管(或隧洞)呈满管流时,即为压力流。框架式排
水井不同工作状态时的泄流量按下述公式计算。
(1)自由泄流
①水位未淹没框架圈梁时
QC = nc m?bc 2 g H 1y.5
②水位淹没框架圈梁时
Qd = Q1 + Q2
Q1 = 1.8nc ?bc H 01.5
Q2 = 2.7nc?c ? H i
(2)水位淹没井口的孔口泄流
Qe = ??s 2 gH j
?=
(3)半压力流
Q = ?Fs 2 gH
?=
ld 2
d
(4)压力流
Q = ?Fx 2 gH z
?=
L 2
D
其中:
Hi
—第 i 层全淹没工作窗口的泄流计算水头,m;
H0
—最上层未淹没工作窗口的泄流计算水头,m;
H
—计算水头,为库水位与隧洞入口断面中心标高之差,m;
Hz
—计算水头,为库水位与隧洞下游出口断面中心标高之差,当下
游有水时,为库水位与下游水位的高差;
Hy
—溢流堰泄流水头,m;
Hj
—井口泄流水头,m;
?c —一个排水窗口的面积,m?;
?s —井口水流收缩断面面积,m?;
?l —框架立柱和圈梁之间的过水净空总面积,m?;
ω—井中水深范围内的窗口总面积,m?;
?j
—排水井井筒横断面面积,m?;
?1
—排水井窗口总面积,m?;
?2
—排水井井筒外壁表面积,m?;
Fs —隧洞入口水流收缩断面面积,m?, Fs = ? b Fe
Fe —隧洞入口断面面积,m?;
Fx —隧洞下游出口断面面积,m?;
Fg
—隧洞计算洞段断面面积,m?;
ζ—隧洞沿线的局部水头损失系数,包括转角、分叉、断面变化等,
由《尾矿设施设计参考资料》第 331 页表 4-2 查取。
? 0 —系数,由《尾矿设施设计参考资料》第 335 页表 4-3 查取。
? 2 —隧洞入口局部水头损失系数,直角入口取 0.5,圆角或斜角入
口取 0.2-0.25,喇叭口入口取 0.1-0.2;
? 3 —排水井中水流转向局部水头损失系数,由《尾矿设施设计参考
资料》第 335 页表 4-4 查取;
?4
—排水井进口局部水头损失系数,由《尾矿设施设计参考资料》
第 329 页图 4-8 查取;
? 5 —框架局部水头损失系数,为立柱、横梁的局部水头损失系数之
和,即: ? 5 = ?? = ?K1 ;
‘
β—梁、柱形状系数,矩形断面取 2.42,圆形断面取 1.79;
b
K1
—梁、柱有效断面系数,可按其净空间距与中心间距的比值 B 由
《尾矿设施设计参考资料》第 329 页图 4-9 查取;
? —侧向收缩系数, ? = 1 ? 0.2? 0 H y bc ;
? b —断面突然收缩系数,由《尾矿设施设计参考资料》第 335 页表
d —排水井内径,取 2.5m;
D —隧洞计算段的内径,m,对于非圆形洞取 D = 4 Rg ;
l —排水井内隧洞洞顶以上的水深,m;
L —隧洞计算洞段的长度(断面无变化时,即为隧洞的全长);
Rg
—隧洞计算洞段的水力半径,m;
Rf
—排水井井筒断面的水力半径,m;
m —堰流量系数;
? ? 0.67 m = 0.405 +
Hy Hy
,按薄壁堰计算, ;
? 2.5 ? ? ?
? Hy ?
m = 0.36 + 0.1? ?
Hy
,按实用堰计算, ? y ?;
? —堰顶宽,m;
bc —一个排水口的宽度,m;
nc —同一个横断面上排水口的个数;
?j ?j =
—排水井沿程水头损失系数, C2 ;
?g ?g = 2
—隧洞沿程水头损失系数, C ;
C —谢才系数;n—洞壁粗糙系数;
Fs Fs Fx Fx Fx ?s Fs
f1 = f2 = f3 = f4 = f5 = f6 = f7 =
?j ? Fg ? ?j ?l ?l
; ; ; ; ; ; ;
Fx Fx
f8 = f9 =
?l Fe
;
计算结果:
水位与泄流量关系如图 5.4.5.3.1。
图 5.4.5.3.1 集水池水位-泄流量关系曲线
图 5.4.5.3.2 库外调洪曲线图
表 5.4.5.3.2 调洪演算计算结果表
坝顶标高(m)
项目
设计洪水标准(a) 5000
正常水位(m) 806.50
防洪高度(m) 3.0
最大泄流量(m /s) 6.927
调洪高度(m) 1.26
最高洪水位(m) 807.76
安全超高(m) 2.24
通过调洪演算,库外“井-管”式排水系统满足排洪需求。
本次尾矿库加高扩容设计,坝顶标高由原设计终期坝顶标高 810m,
加高 30m 至最终坝顶标高 840m。
加高后的尾矿库由东侧坝体、南侧坝体、
西侧坝体、北侧坝体围合而成,构成平地型尾矿库。其中东、南、北侧
坝体是在原有坝体基础上的加高工程,加高部分的坝体均位于原尾矿坝
坡和天然地基上;西侧坝体为新建工程,大部分坝段的基础位于二期尾
矿库尾沉积滩和水区(需地基加固),小部分坝段坐落在原一期尾矿库
初期坝、堆积坝上。根据坝体建设顺序和坝高,东侧坝体为主坝,其他
坝体为副坝。尾矿坝组成见图 5.6.1。
图 5.6.1 尾矿坝组成图
西侧坝体总体上沿 NNE 方向布置,轴线坐标由(C1:X=5475433.06、
Y=524386.20;C2:X=5475586.86、Y=524362.23;C3:X=5477288.54、
Y=525107.28)3 点组成,全长 2013m。西侧坝体所处位置为原二期尾矿
库的库区尾部,仅南侧 156m 长坝段坐落在一期尾矿库初期坝及堆积坝
上,其余 1857m 长坝段坐落在原二期尾矿库库尾沉积滩和水区,坝基尾
砂软弱,沉积尾矿最大层厚 50m,平均层厚约 40m,需进行地基处理后
方可筑坝。
西侧坝体采用中线式废石筑坝方案,经处理后的建基面标高 810m,
坝体最大高度 30m,最终设计标高 840m。设计坝体顶宽 20m,终期坝体
外坡分为 3 个台阶,台阶高度 10m、宽度 10m,台阶坡比 1:3,坝体平均
外坡比 1:4。
尾矿坝随库区滩面的升高分期填筑。共 6 级子坝,每级子坝高 5m,
子坝顶宽 20m,内、外坡比分别为 1:2.0、1:3.0。子坝内坡自下而上依
次铺设 300mm 厚砂砾石保护层(d=2-20mm)、SNG-PP-15 型 400g/m2 土工
布、300mm 厚砂砾石保护层(d=2-20mm)。子坝上游排放尾矿,下游利
用废石堆筑坝壳,子坝与废石坝壳共同构成坝体,终期尾矿坝外坡设置
为防止坝基渗透破坏,减小坝基的不均匀沉陷,坝体堆筑时,首先
在处理后的坝基顶面自下而上铺设双向焊接纤塑高强土工格栅 50-50、
SNG-PP-15 型 400g/m2 土工布、300mm 厚砂砾石保护层(d=2-20mm)。
图 5.6.2.2 西侧坝体筑坝典型断面图
筑坝石料为露天采场剥离废石,石料极限抗压强度不小于 40MPa,
软化系数不低于 0.75,筑坝石料粒径不大于 500mm,粒径小于 0.075mm
颗粒含量不大于 5%。
坝体堆筑子坝设计孔隙率≤25%,坝壳部位设计孔隙率≤28%,砂砾
石的相对密度不低于 0.75。
坝体填筑施工前应进行筑坝碾压试验,确定施工机械、铺料层厚度、
压实遍数等施工碾压参数,确保工程质量。
根据工程勘察,目前西侧坝基沉积尾矿由尾粉土(自上向下的状态:
流塑、软塑、松散-稍密、密实),及冻层组成,沉积尾矿最大厚度 50m,
平均厚度 40m,较软地基最大深度 30m 左右,其强度和承载力低,不满
足构建尾矿坝的要求,需要进行地基处理。
对于软土地基处理,工程上常用的有置换、排水固结、灌入固化物、
振密(挤密)等处理方法。这些方法中,排水固结见效慢,不满足该工
程工期要求;灌入固化物对大面积、埋藏深的尾矿坝基也不适合。因此
采用“置换+振密”是西坝地基处理的首选。从置换效果上,抛石挤淤
置换处理深度有限(不超过 4m),强夯置换可控性差、材料用量大,均
不适用本工程。振冲置换能够克服上述方法弊端,安全可靠,可作为西
侧坝基处理的试验研究主攻方向。
本工程采用碎石振冲桩处理西侧坝基,工艺相对简单,可充分利用
现场材料;在振冲形成致密碎石桩的同时,施工成桩过程的地基扰动可
破坏坝基尾矿中絮凝剂高分子链条,加快坝基尾矿排水固,加密桩间土、
提高其力学性能,进一步提高复合地基强度。
由于目前西侧坝基处的尾矿沉积标高较低,且约 800m 长坝段穿越
水区(水面标高 802.35m);为了便于施工作业,首先通过库尾放矿将
西侧坝基滩面标高充填至 809m-810m,而后在坝基范围内抛填碎石至标
高 810m 形成振冲碎石桩施工作业平台,开展振冲碎石桩加固地基施工
作业。
根据坝基地层情况和初步分析结果,试验选择了长、短振冲碎石桩
相结合的地基加固试验处理方案进行试验,目的在于加固地基的同时控
制地基变形量。试验的长桩深度 30m,短桩深度 15m。坝基下深度 15m
内置换率达到 39%,深度 30m 内置换率达到 19.5%。
长、短桩直径均为 1.2m,长桩与长桩之间,短桩与短桩之间均采用
正方形布桩,桩间距为 2.4m;长桩与短桩之间桩距为 1.7m,相互之间
交叉布置。振冲碎石桩点位布置见图 5.6.2.4.2-1。
图 5.6.2.4.2-1 试验布桩平面图
(a)1-1 剖面 (b)2-2 剖面
图 5.6.2.4.2-2 试验布桩剖面图
(1)试验段及准备工作
选择西侧副坝水区坝段作为坝基加固处理的试验段,试验段坝基面
积 1600m(B×L=80m×20m,
B 为坝基宽度,
L 为坝轴线方向的坝基长度)。
试验正式开始前,矿方通过向试验段抛填碎石方式形成了试验段施
工作业面,并用同样的方法修筑了通往试验段的交通道路。
(2)施工过程
①施工机械
根据现场实际生产条件,结合以往施工经验, 30m 桩宜采用
BJV130E-426 型振冲器,15m 桩宜采用 BJV75E-426 型振冲器。水冲压力
②填料方法
根据土层情况,分为两种填料方式结合。第一阶段:采用全长碎石
护壁进行造孔;第二阶段:采用间断填料成桩,精确到每 0.5m 控制成
桩质量。
试验表明:根据土层分布情况,碎石护壁造孔可有效预防塌孔和缩
径问题;采用两种方式相结合,可以有效保证地基处理效果,适用于本
工程。
③施工参数
根据选用的现场施工设备,确定了三种试验方案,以确定最终施工
参数。现场试桩发现,提高试桩的加密电流和留振时间,对充盈系数影
响较为明显,为保证工程质量建议采用第三种成桩工艺。
表 5.6.2.4.3 单桩施工工艺试验结果表
充盈
试验方 桩长 加密电流 留振时间 填料量 延米填料量 成桩时间(h:
案序号 (m) (A) (s) (m /m) (m /m) min)
一 30 20 20 58 2 1.77 2:52
二
三
坝基加固施工完成后,委托第三方进行了地基加固效果监测,检测
结果如下:
(1)碎石桩体检测
检测碎石桩 4 根:Z32、Z164、Z395、Z461(8 天),见图
(a)检测桩位置 (b)15m 桩深 63.5kg 动力触探 (c)30m 桩深 63.5kg 动力触探
图 5.6.2.4.4-1 振冲碎石桩检测结果图
依据《建筑地基检测技术规范》,处理后的碎石桩体动力触探大部
分 N≥7,密实度较好。
(2)桩间土检测
桩间土检测 4 个点:ZJ01、ZJ03、395-1、460,位置见图 5.6.2.4.4-2
(a)监测平面位置
(a)检测平面位置 (b)63.5kg 动力触探
图 5.6.2.4.4-2 桩间土检测结果图(1)
(a)深度 6m 取样照片 (b)63.5kg 动力触探及标贯
图 5.6.2.4.4-3 桩间土检测结果图(2)
根据桩间土动力触探和标准贯入试验的检测结果可以发现,表层
ZJ03)重型动力触探平均锤击数最小值为 3.6 击,桩间土取得良好的
置换效果。
由桩间土标贯入试验曲线(修正值)可知,加固后桩间土平均标贯
(修正后)击数为 8.7 击,比原地层标贯击数有很大的提高(勘察报
告中该层土的标贯击数最大值为 3 击)。根据桩间土的检测成果,建
议设计桩间土检验时,采用标准贯入试验,平均贯入击数不小于 5 击。
(3)坝体堆筑试验
为验证坝基加固效果,在已经加固完成区域进行现场筑坝试验,堆
筑试验坝体高度 4.3m,长度 20m,边坡基本为自然安息角(坡比陡于
坝体筑坝完成后 19 日内,坝基累计沉降为 180?210mm,沉降累计
值随时间逐渐增加,沉降变化为非线性发展,变形量仍有增长趋势。
坝基沉降变形速率曲线表明,在坝基监测第一次监测的 5 日内,坝
基平均日沉降了 21?24mm,而第 11 日监测坝基的日平均沉降量已经降
到 8mm,平均沉降速率约为第一次监测沉降速率的 1/3,第 19 日后的日
平均沉降量为 3?5mm,约为第二次变形速率的 1/2 左右,表明坝基沉降
收敛迅速,坝基变形处于稳定收敛状态,即在振冲碎石桩加固后的坝基
上筑坝,坝基沉降逐渐趋于稳定。堆筑坝体现场照片及检测结果见图
(a)坝体堆筑照片
监测时长/d 监测时长/d
北
沉降速率(mm/d)
沉降量/mm
(b)现场筑坝试验坝基累计沉降曲线 (c)现场筑坝试验坝基变形率曲线
图 5.6.2.4.4-4 现场堆筑坝体及沉陷变形监测结果
(1)加固地基强度特征
采用振冲碎石桩工艺处理坝基土,取得了良好的加固与置换效果,
坝基土的强度性能得到极大的改善,根据现场碎石桩与桩间土重型动力
触探试验、标准贯入试验的检测结果和桩间土的级配特性,表
土的强度参数建议值。总加固处理深度 30m,分为四个加固土层。
表 5.6.2.4.5-1 碎石桩强度参数及现场测试结果汇总表
层厚 强度参数 动力触探击数
土层编号
Cc Φc
m (击)
(kPa) (?)
地基加固层 1 2 0 25 2-6
地基加固层 2 4 0 30 3-18
地基加固层 3 9 0 35 6-18
地基加固层 4 15 0 35 6-12
说明:地基加固层中碎石桩的强度参数根据现场动力触探检测结果给出经验参数,相关参考
依据为《工程地质手册》有关动力触探击数与强度指标的对照关系。
表 5.6.2.4.5-2 桩间土强度参数及现场测试结果汇总表
动力触探 标贯击
层厚 不排水强度 固结不排水强度
击数 数
土层编号
C Φ C Φ
(m) (击) (击)
(kPa) (?) (kPa) (?)
地基加固层 1 2 0 25 \ \ 3-9 \
地基加固层 2 4 0 20 \ \ 2-16 \
地基加固层 3 9 14.9 10.2 16.9 18.4 \ 6-10
地基加固层 4 15 18.6 12.8 21.1 23 \ \
注:1、地基加固层 1 和地基加固层 2 的强度参数为根据现场检测结果给出的经验数值,参考依
据为《工程地质手册》有关动力触探击数与强度指标的对照关系。
进行对照,修正勘察报告中强度参数而得到;地基加固层 3 比尾粉土 3 参数提高 1.5 倍,地基
加固层 4 比尾粉土 4 参数提高 1.25 倍。
表 5.6.2.4.5-3 处理后坝基复合地基物理力学参数表
层厚 不排水强度 固结不排水强度
土层编号 容重γ
C Φ C Φ
m
(kPa) (?) (kPa) (?)
地基加固层 1 2 22 0 25 / /
地基加固层 2 4 21 0 24.1 / /
地基加固层 3 9 20.4 9.1 20.9 10.3 25.5
地基加固层 4 15 20.2 15 17.7 17 25.6
(2)西侧坝体稳定研究
尾矿库坝体的抗滑稳定性能研究,是针对设计确定的坝体设计剖面
进行的,加固后坝基土层的分布特征由现场检测结果确定。计算分析方
法采用总应力法,采用简化 Bishop 计算分析方法,对乌努格吐山铜钼
尾矿库加高扩容工程西侧坝体不同工况条件下,坝体剖面进行了抗滑稳
定安全分析。为了解不同坝高时,坝体的抗滑稳定安全性能,研究中分
析了表 5.6.2.4.5-4 列出的计算工况和稳定安全计算分析结果。
分析计算结果表明,试验段坝体在各种工况下坝坡抗滑稳定安全系
数均满足规范要求。
表 5.6.2.4.5-4 坝坡稳定性结果汇总表
序号 工况 FS 简图 工况说明
施工期第一级子坝
潜在滑动位置示意图
正常运行第一级子坝
潜在滑动位置示意图
序号 工况 FS 简图 工况说明
正常运行第二级子
坝(820m 标高)下游
坡潜在滑动位置示意
图
正常运行第三级子坝
潜在滑动位置示意图
正常运行第四级子坝
潜在滑动位置示意图
序号 工况 FS 简图 工况说明
正常运行第五级子坝
潜在滑动位置示意图
正常运行第六级子坝
潜在滑动位置示意图
洪水条件下第六级子
坝(840m 标高)下游
坡潜在滑动位置示意
图
序号 工况 FS 简图 工况说明
地震作用下第六级子
坝(840m 标高)下游
坡潜在滑动位置示意
图
依据《碾压式土石坝设计规范》(SL274-2020),坝体变形研究采
用分层总和法计算。根据坝体荷载类型,采用查表法计算坝基竖向附加
应力。
沉陷计算公式: =
式中: ——坝体或坝基最终沉陷量,m;
——第 i 计算土层由坝体荷载产生的竖向应力,Kpa;
——第 i 计算土层变形模量,Kpa。
研究报告推荐的处理后地基变形模量见 5.6.2.4.6-1。
表 5.6.2.4.6-1 加固后各土层模量
土层埋深 土层厚度 土层压力(kPa)
土层编号
(m) (m) 50 100 200 400 800 1200
坝基加固层 1、2 6 6 25 25 25 25 25
坝基加固层 3 15 9 9.38 10.02 11.37 13.17 16.46 20.07
坝基加固层 4 30 15 6.52 7.34 9.44 12.07 16.83 21.56
尾粉土 5 50 20 1.72 3.10 6.64 11.07 19.08 27.02
图 5.6.2.4.6 西侧坝体沉陷计算位置图
根据表 5.6.2.4.6-2 计算,西侧副坝达到最终坝高时,坝体累计沉
陷量 1.4m。由于沉陷在尾矿库运行中,随着坝体填筑逐渐产生,可在生
产过程中填料回补,因此总体是可控的。
表 5.6.2.4.6-2 坝基沉陷变形计算结果(mm)
筑坝阶段 1 2 3 4 5 6 7
一级坝 -64 -127 -297 -339 -330 -315 -243
二级坝 -79 -172 -513 -643 -622 -590 -468
三级坝 -80 -176 -580 -868 -897 -850 -687
四级坝 -80 -176 -611 -1035 -1118 -1090 -907
五级坝 -80 -176 -616 -1106 -1281 -1271 -1112
六级坝 -80 -176 -617 -1139 -1400 -1398 -1283
(1)碎石桩成桩工艺参数
根据坝基加固试验的检验结果,推荐坝基加固处理工艺参数为:
① 加密电流:空载电流+30A;
② 加密留振时间:30s;
③ 充盈系数:不小于 1.9;
④ 桩体长度及间距:采用长短桩间隔布置,长桩 30m,短桩 15m。
(2)碎石桩施工质量控制要点
① 控制好每根碎石桩的填料。
② 由于场地地层较软,每次填料厚度不应大于 500mm。
③ 留振时间和加密电流严格按施工工艺参数控制。
④ 桩底 1~2m 土层要适当增加填料量,确保底部桩体密实。
⑤ 填料质量:填料粒径控制在 40~150mm,含泥量不大于 5%。
⑥ 施工质量检验标准:
表 5.6.2.4.7 振冲碎石桩施工质量检验标准
序号 检查项目 允许偏差或允许值 检查方法
(3)坝基加固层复合土体物理力学参数
根据坝基加固试验检验结果,推荐复合地基物理力学参数见表
(4)施工组织控制要点
①由于后期大面积施工,且工期要求紧迫。前期施工平台提前修筑,
平台高出尾矿不小于 1.5m-2m,以保证排浆通畅。
②一台设备可完成碎石桩 150m/天,每台设备平均功率 125KW。每
台设备用水量 0.4m3/min。
(5)检测标准建议值
根据坝基加固试验检验结果,推荐坝基碎石桩地基检验参数为:
① 碎石桩密实度采用重型动力触探检验,平均锤击数不小于 6 击。
② 桩间土密实度采用标准贯入试验检验,标准贯入击数平均值不
小于 5 击。
③ 考虑到筑坝周期短,验收检测应在施工结束后不少于 10 天进行。
西侧副坝坝基下的沉积尾矿自上而下主要由尾粉土 3(流塑)、尾
粉土 4(软塑)、尾粉土 5(松散~稍密)组成,其中尾粉土 3 和尾粉
土 4 中存在 2~4 层多年冻土,即冻土层 3-1、冻土层 4-1。上述地层中,
尾粉土 5 固结程度相对较好,无须处理;坝基加固处理重点为坝基下的
尾粉土 3 和尾粉土 4,以及冻土层 3-1、冻土层 4-1 等软弱地层。勘察
钻孔揭示,上述软弱地层最大埋深不超过 30m。
依据软弱地层的埋藏深度和西侧副坝的设计高度,本次设计坝基加
固处理深度确定为 30m,其中 0~15m 地基更软需要加强处理。
对于坝基处理的布桩范围,根据《水利水电工程振冲法地基处理技
术规范》(DL/T 5214-2016),应满足以下要求:
(1)对于可液化的软土地基,坝基外缘扩大处理宽度不小于液化
土层厚度的 1/2,且不小于 5m;
(2)对于土石坝,按变形和稳定分析结果确定布桩范围。
该尾矿库的入库尾矿粘粒含量 10%~18%,坝体的动力分析结果表明,
在设计地震力作用下,仅库内表层尾矿发生液化。综合考虑液化和稳定
分析结果,本次设计布桩范围按坝基外缘扩大处理宽度 10m 设计。
根据坝基加固治理的试验研究,采用振冲碎石桩进行坝基加固处理
的方案是可行的,处理后的地基满足西侧副坝填筑要求。因此,设计最
终选择该方案对西侧副坝坝基进行加固处理。
设计的布桩方案与试验方案相同,即:长、短桩交叉布置,长桩深
度 30m、短桩深度 15m。短桩范围内的地基置换率 39%,15m~30m 深度
范围的地基置换率 19.5%。
设计长、短碎石桩直径为 1.2m,长、短桩均为正方形方式布置,间
距 2.4m,桩间距 1.7m。
根据坝基加固处理试验确定施工设备和参数。
(1)施工设备
长度 30m 桩宜采用 130KW 型振冲器,15m 桩宜采用 75KW 型振冲器。
水冲压力 0.6MPa(规范建议水冲压力为 0.3 MPa-0.6MPa)。
(2)施工参数
加密电流:空载电流+30A,振冲器的空载电流与所选的机械相关。
加密留振时间:30s,达到加密电流时需要持续加密时间。
充盈系数:建议不小于 1.9,试验区场地表层流塑层基本没有强度,
会有大量碎石充填至桩间,尾矿干滩土层强度会强于澄清区。因此,施
工时可根据实际情况调整。
(1)填料质量
根据试验结果,设计填料粒径控制在 40mm~150mm,含泥量不大于
(2)施工填料
本场地地层较软,每次填料厚度不应大于 500mm;地下 1~2m 土层要适
当增加填料量,确保底部桩体密实。
(3)质量检测
① 检测标准:执行试验建议推荐标准,见表“5.1.2.4.7 振冲碎
石桩施工质量检验标准”。
② 检测方法及检验批
桩体密实度宜采用重型动力触探试验确定,检测数量应达到成桩数
量的 1%~3%,N≥6;
桩间土:深度≤5m,采用动力触探,N≥3;深度>5m,采用标准贯
入试验、静力触探和室内试验检测,N≥5,同时抗剪强度指标不低于设
计采用值。
对于地基承载力宜根据复合地基载荷试验或碎石桩、桩间土载荷试
验确定,也可根据实际情况采用其他原位测试方法综合评定。检测点数
量按每 200-400 个桩抽检 1 点,且检测点总数不少于 3 点。
(1)施工计划
按照总体计划安排并考虑气候特点,振冲碎石桩坝基加固工程的施
工计划在 2025 年 4 月 1-15 日开工,历时 3 个月至 6 月底完成基建期一
期子坝范围(含边缘扩大部分,共计 16 万 m2)坝基加固,而后开始填
筑西侧副坝。其他坝基处理工程在运行期陆续完成。
依据试验段坝基加固工程进度和计划工期,预计施工时需投入 80
台振冲及配套设备(130KW、75KW 各 40 台)。
(2)施工前准备工作
西侧副坝的设计坝基标高 810m,目前西侧坝基处的尾矿沉积标高较
低,且约 800m 长坝段穿越水区(水面标高 802.35m、水下滩面标高约
标高充填至 809m-810m,而后在坝基范围内抛填碎石至标高 810m 形成振
冲碎石桩施工作业平台,具备条件后开展振冲碎石桩加固地基施工作业。
此前应做好施工现场的电、水、路及坝基处理场地的碎石抛填场地,完
成“三通一平”工作、施工备料及招投标工作。这些工作均应在项目审
查通过后及时开展。
振冲充填石料和场地碎石抛填所用石料均应满足设计要求,这部分
材料用量较大,是制约本工程的进度的关键因素。基建期施工期间,废
石总量约 288 万 m3,
平均 3.2 万 m3/d。
上述石料可优先在采场破碎筛分,
不足部分可利用现有堆浸车间的破碎设备提前备料。堆浸车间破碎站日
处理能力为 2.5 万 m3/d,两者合计能够满足施工要求。
高峰时,现场的施工用电负荷约 12000KW。目前矿区变电站容量 14.3
万 KW,剩余容量 2 万 KW,用电容量有富裕,能够满足施工要求。矿区变
电站位于生产区大门口,距离尾矿库约 1.4km,通过新建输电线路可解
决施工用电。
施工用水量 1920m3/h,利用尾矿库回水,并循环使用。
(3)施工管理
施工过程中应制定科学合理的施工组织计划,并严格落实施工过程
的安全责任制度,确保坝基加固工程在安全的前提下,依照计划有序进
行,最终实现计划目标。
西侧坝体 810m 至 840m 标高分 6 期填筑,每期高度 5m。坝体填筑顺
序依照自下而上的次序逐层填筑。坝体填筑时,先填筑子坝,后填筑子
坝下游侧的废石坝壳,并保持坝体顶面均衡上升。子坝上升速度应大于
库内尾矿上升速度,并始终保持子坝坝顶与库内尾矿滩顶高差不超过 5m。
子坝下游侧废石坝壳填筑应满足子坝上升速度要求,滞后不大于一级,
即当上一级子坝全部堆筑完成时,其下部坝体(含坝壳)应全部完工。
按照设计要求,尾矿库运行过程中,西侧尾矿坝临时坝坡的平均坡
比始终缓于 1:3。
西侧坝体工程量见表 5.6.2.6-1~2:
表 5.6.2.6-1 西侧坝体施工分期石料用量计划表
子坝 下游坝壳
筑坝分期 坝顶标高 石料量 坝顶标高 石料量 石料量(m ) 3
(m) (m ) (m) (m )
第一期
(基建期)
第一期
(生产期)
第二期 820 566156 815 1912350 2478506 3233381
第三期 825 566156 820 1207800 1773956 5007338
第四期 830 566156 825 830363 1396519 6403856
第五期 835 566156 830 603900 1170056 7573913
第六期 840 566156 835 226463 792619 8366531
表 5.6.2.6-2 西侧坝体基础石料用量表
西侧坝体基础处理 累计石料量
筑坝分期 3
处理宽度(m) 石料量(m )
(m )
第一期(基建期) 42.5 1553737 1553737
第一期(生产期) 37.5 1333298 2887035
第二期 80 2887035 5774070
尾矿库东、南及北侧坝体以原设计上游法最终堆积坝顶轴线为基准
采用中线式废石筑坝方案加高坝体,即标高 810.00m~标高 840m 的坝体
采用中线筑坝方式。
本期加高扩容工程加高坝体均由子坝和废石坝壳(压坡体)构成,
子坝随着库区滩面上升分期填筑,废石坝壳随子坝升高自下而上分层填
筑,坝体堆筑过程中,始终保持坝壳部分滞后子坝一级、且同步升高。
设计子坝 6 级,单级子坝高度均为 5m,内、外坡比均为 1:2.0。1~
第 6 子坝顶宽 10m。
子坝内坡自下而上依次铺设 300mm
厚砂砾石保护层(d=2-20mm)、SNG-PP-15 型 400g/m2 土工布、300mm 厚
砂砾石保护层(d=2-20mm)。子坝上游排放尾矿,下游堆筑废石坝壳共
同构成坝体。终期尾矿坝外坡设置 300mm 厚碎石护坡。
为了保证坝体安全,对标高 780m 以上、坐落在原堆积坝面的废石
坝壳(压坡体)按有效厚度 25m 左右控制,该段的设计平均坡比 1:4,
由 9 个台阶(含第 6 级子坝)构成。其中:标高 780m~810m 设 3 个台
阶,台阶高度 10m、顶宽 10m,台阶坡比 1:3;标高 810m~840m 设 6 个
台阶,台阶高度 5m、顶宽 10m,台阶坡比 1:2。
标高 780m 以下的废石坝壳(压坡体)坐落在原初期坝和天然地基
上。其设计平均坡比 1:1.83,自上而下每 15m 高设 1 个台阶,台阶顶宽
东、南、北侧坝体加高典型剖面图见 5.6.3.1-1~3。
图 5.6.3.1-1 东侧坝体典型断面图
图 5.6.3.1-2 南侧坝体典型断面图
图 5.6.3.1-3 北侧坝体典型断面图
尾矿坝垂直坝轴线方向设置踏步,踏步间距不大于 500m。
尾矿坝坝面设置网状排水沟,排水沟除过路段均为钢筋混凝土矩形
结构。坝面台阶纵向排水沟净断面尺寸为 b×h=500×500mm;坡面竖向
排水沟净断面尺寸为 b×h=500×400mm,间距 100m 设一条。尾矿坝最终
边线外侧修建坝趾排水沟,排水沟为梯形断面,上底宽 2.0m,下底宽
上述排水沟应在下游坡面终期边坡面形成后开始修筑。
筑坝石料为露天采场剥离废石,石料极限抗压强度一般不小于
坝体堆筑子坝设计孔隙率≤25%,其他部位设计孔隙率≤28%,砂砾
石的相对密度不低于 0.75。坝体填筑施工前应进行筑坝碾压试验,确定
施工机械、铺料层厚度、压实遍数等施工碾压参数,确保工程质量。
根据现场实际情况,本次设计基建期要求完成第一级子坝堆筑,坝
壳废石压坡至标高 810m。尾矿库运行过程中,坝体随库区滩面逐级堆筑,
并始终保持子坝高于库区滩面、废石坝壳压坡滞后子坝不超过一级。
东侧、南侧及北侧坝体废石筑坝工程量如下表:
表 5.6.3.3 东、南及北侧坝体施工分期石料用量表
东、南、北侧坝体(m ) 3 累计石料量
标高范围(m) 合计(m ) 3
子坝 子坝下游坝体 (m )
根据尾矿库运行情况,对尾矿库加高扩容工程全部运行期内的石料
筑坝量与采场剥离废石量按筑坝高度及施工顺序进行平衡计算,坝顶上
升速度需满足库内沉积滩面的上升速度和防洪安全的需要,并保证坝顶
与库内沉积滩面的最大高差不超过 5m。
表 5.6.4 石料平衡关系表
东、南、北侧坝体 西侧坝体
采场岩石采剥计划
石料总 石料量 新增全 新增有效 服务年
子坝 子坝下游坝体 子坝 子坝下游坝体 设计滩顶
筑坝分期 小计 坝体基础 小计 计(万 平衡关 库容(万 库容(万 限(年/
石料量 石料量 石料量 石料量 3 标高(m) 3 3
顶标高 顶标高 (万 顶标高 顶标高 石料量(万 (万 m) 石料量 系 m) m) 月)
(万 (万 3 (万 (万 3 3 作业时间 3
(m) 3 (m) 3
m) (m) 3 (m) 3
m ) m ) (万 m )
m) m) m) m)
第一期(基建期) 812.5 59 810 1279 1338 812.5 16 155.4 172 1509 2024 年-2025 年 3857 2348 812.5 656 590 0.32/3.8
第一期(生产期) 815 64 810 1380 1444 815 59 133.3 192 1637 2024 年-2025 年 2348 711 815 656 590 0.32/3.8
第二期 820 104 815 262 366 820 57 815 191 288.7 537 903 2026 年 1614 711 820 2624 2362 1.17/14
第三期 825 104 820 199 302 825 57 820 121 177 480 2026 年 711 231 825 3937 3543 1.75/21
第四期 830 104 825 140 244 830 57 825 83 140 383 2027 年 1550 1167 830 5249 4724 2.34/28
第五期 835 104 830 84 187 835 57 830 60 117 304 2027 年 1167 862 835 6561 5905 2.92/35
第六期 840 75 835 28 103 840 57 835 23 79 182 2028 年 1487 1305 840 7873 7086 3.51/42
合计: 612 3372 3984 359 478 577 1414 5398
(1)尾矿排放
尾矿库采用周边排矿,放矿主管道 2 条Φ480×16mm,分别从北侧
副坝及南侧副坝向主坝侧敷设,两条管道同时运行。主管道每隔 50m-80m
设一个放矿支管,放矿支管管径 DN=100mm,同时作业放矿支管数量 13
条。
由于坝轴线较长,应采取各坝段交替轮流放矿,控制沉积滩长度和
坡度,保持库区滩面均匀上升,并将水区按设计要求控制在库区中央,
尾矿库正常运行时干滩长度不小于 300m,
防洪高度不小于 2.4m,300m 干
滩范围内平均坡度不小于 0.8%。
目前西侧库尾沉积滩(包括水下沉积滩)较低,标高约 798.50m,
为便于西侧坝体基础加固施工,首先在库区西侧放矿,使西侧筑坝区坝
基范围的滩面标高达到 809m~810m,并将库内水区控制在库区中央。按
高可达到 809m~810m,计划 2025 年 1 月开始在库区西侧排矿。
(2)冬季放矿
根据前期冬季排矿经验及库区气候条件,冬季排矿时间为 9 月-翌
年 5 月。
冬季放矿期间,采用末端独头放矿形式,管径 DN300-DN400,末端
PE 管探出滩面上的长度不小于 15m。优先主坝排矿,两条尾矿输送管各
占主坝一半,主坝排满后,南副坝、北副坝依次回撤放矿;当尾矿每升
高 0.5m 即改至下一个排矿点放矿,排矿点间距约 100m。
冻害是严寒地区尾矿库的普遍现象。根据现有尾矿库运行情况,乌
山尾矿库很难彻底消除冰冻现象,只能控制冰冻对坝体的安全影响。对
此,设计采取了废石堆筑子坝、增大坝体厚度等措施,进一步降低冻害
影响。在冬季尾矿库滩面满足机械施工作业的条件下,对滩面进行挖掘
破冰沟作业,沟宽 1.2m-2.0m、深度不小于 2.0m(根据实际开挖冻土情
况进行调整)、间距 50m-100m、伸向库内 100m-150m。挖掘破冰沟能有
效破坏滩面冻层连续性,为尾矿库坝体稳定和浸润线控制奠定基础。在
冻土处理完毕后恢复分散放矿。
扩容前原尾矿库由东、南、北三面筑坝,后期坝采用上游法堆筑而
成,子坝由模袋坝、废石坝交替筑坝堆积而成,入库尾矿采用坝前排矿。
扩容后尾矿库坝体由东、南、西、北四面筑坝围合而成,四面均采用中
线法筑坝,下游坝壳和子坝均由采场剥离废石堆筑。其中东、南、北三
侧坝体坝基均坐落于原二期尾矿库堆积坝、初期坝和原地面上;西侧坝
体大部分坐落于二期尾矿库库尾澄清水区。根据尾矿特性库内沉积尾矿
主要为尾粉土,受气候的影响,库内存在多年冻土(尾矿),受放矿影
响,各坝体沉积尾矿地层分布虽有差异,但总体相近。坝前沉积滩区域
库内尾矿自上而下分别由 3 尾粉土(流塑)、4 尾粉土(软塑)、5 尾
粉土(松散-稍密)、6 尾粉土(稍密-中密)、7 尾粉土(中密-密实)、
由于尾矿渗透性较差,坝体尾矿处于欠固结状态。库尾澄清水区尾矿自
上而下分别由 3-3 高浓度尾矿浆、3-2 尾粉土(流塑、澄清区)、4-2
尾粉土(软塑、澄清区)、5-2 尾粉土(松散-稍密、澄清区))构成,
相比其他侧坝体,固结程度更低。依据尾矿勘察报告,对扩建前的地层
说明如下:
离废石,为堆积子坝或副坝的筑坝材料。
山采矿剥离废石,为初期坝筑坝材料。
和,稍密-中密。
性低,饱和,局部为尾粉质黏土,流塑。
晶,局部有薄冰夹层,局部为尾粉质黏土,密实。
韧性低,饱和,局部为尾粉质黏土,流塑。该层主要分布在澄清水区。
度高,韧性低,饱和,局部为尾粉质黏土,流塑。该层主要分布在澄清
水区。
性低,水上湿,水下饱和,局部为尾粉质黏土,软塑。
晶,局部有薄冰夹层,局部为尾粉质黏土,密实。
韧性低,水上湿,水下饱和,局部为尾粉质黏土,软塑。该层主要分布
在澄清水区。
性低,水下饱和,局部为尾粉质黏土,松散-稍密。
晶,局部有薄冰夹层,局部为尾粉质黏土,密实。
韧性低,水下饱和,局部为尾粉质黏土,松散-稍密。该层主要分布在
澄清水区。
性低,水下饱和,局部为尾粉质黏土,稍密-中密。
性低,水下饱和,局部为尾粉质黏土,中密-密实。
性低,为尾矿堆积层,水上湿,水下饱和,局部为尾粉质黏土,稍密-
中密。
密实。
冰晶,局部有薄冰夹层,局部为尾粉质黏土,密实。
RQD<10,软岩-较软岩,岩体基本质量等级为Ⅴ。
岩-较软岩,岩体基本质量等级为Ⅴ。
柱状、长柱状,25≤RQD<75,较软岩-较硬岩,岩体基本质量等级为Ⅳ
-Ⅲ。
依据勘察建议,对尾矿库地层概化如下:
(1)二期尾矿库现状计算概化分区
① 3-1 多年冻土层、4-1 多年冻土层在稳定性分析时可按周围土
体考虑,在局部稳定性分析时按推荐值考虑;
② 770m 标高以下局部的冻土层按周围土体考虑;
(2) 二期尾矿库扩容后计算概化分区
① 标高 810.00m-840.00 m 范围地层按 3 尾粉土层、3-1 多年冻土
层、4 尾粉土层、4-1 多年冻土层考虑;
② 标高 795.00m-810.00m 范围按 4 尾粉土层、4-1 多年冻土层、5
尾粉土层考虑;
③ 加高后 795.00m 标高以下的 4-1 多年冻土层按 4 尾粉土层考虑,
冻土层可视为周围土体考虑;
④ 加高后 840.00m 标高以下,6 尾粉土层、7 尾粉土层、8 尾粉土
层、8-1 尾粉土层、8-2 尾粉土层和 8-3 多年冻土层保持不变;
⑤ 其他原始地层保持不变。
⑥ 根据二期尾矿库地层组成情况,分析整理后各层的物理力学指
标见下表 5.1.6.1.3。
(3)西侧副坝坝基处理后的概化分区
① 坝基加固 1 层:原地面以下 2m,碎石施工平台;
② 坝基加固 2 层:原地面以下 3-6m,碎石施工平台和长、短碎石
桩;
③ 坝基加固 3 层:原地面以下 7-15m,长、短碎石桩;
④ 坝基加固 4 层:原地面以下 16-30m,长碎石桩。
⑤ 安全起见,处理后坝基土强度均采用不排水强度参数进行计算。
计算结果详见表 5.6.2.4.5-3。
表 5.6.6.1.3 二期尾矿库各层的物理力学指标表
容重 渗透系数 凝聚力 C 摩擦角
序号 材料名 3
(KN/m ) (m/s) (KPa) (°)
尾粉土
(模袋)
尾粉土
(流塑)
尾粉土
(澄清水区)
尾粉土
(软塑/松散)
尾粉土
(澄清水区)
尾粉土
(松散-稍密)
尾粉土
(澄清水区)
尾粉土
(稍密-中密)
尾粉土(中密-密
实)
尾粉土
(稍密-中密)
尾粉土
(中密-密实)
尾粉土
(密实)
花岗岩
⑦1/9-1 20.6 2.8E-05 9.0 32.0
(全风化)
花岗岩
⑦2/9-2 23.5 1.6E-05 15.0 35.0
(强风化)
花岗岩
⑦3/9-3 27.1 4.0E-07 20.0 40.0
(中风化)
容重 渗透系数 凝聚力 C 摩擦角
序号 材料名 3
(KN/m ) (m/s) (KPa) (°)
注:西坝体 840m 标高 1-1 剖面一期库地层有一期库③层(稍密)和一期库④层(中密),其中
凝聚力(KPa)和摩擦角(°)分别为(12.3,19.5)和(19.5,22.3)。
本次设计二期尾矿库加高 30m,新增库容 7873 万 m3,扩容后总坝高
全规程》(GB39496-2020),坝体级别为 2 级。
根据该尾矿库扩容设计和工程勘察,东侧坝体、南侧坝体和北侧坝
体稳定分析选择 810.00m(现状标高)和 840.00m(本次扩容后最终标
高)典型剖面计算;西侧坝体稳定分析选择坝顶标高 812.50m 和 815.00m
和 840.00m(本次扩容后最终标高)典型剖面计算。坝体稳定分析计算
工况除了正常、洪水、特殊工况外,西侧坝体标高 812.50m 和 815.00m
还涵盖施工期运行工况(施工工况坝顶均布荷载 20KPa)。典型剖面及
位置见表 5.6.6.2-1 和图 5.6.6.2-1、5.6.6.2-2。
表 5.6.6.2-1 稳定性分析的计算剖面和工况表
序号 计算剖面 工况
一 现状坝体标高 810.00m
二 扩容后最终设计标高 840.00m
东侧 2-2 坝体剖面 正常、洪水、特殊工况
东侧 3-3 坝体剖面 正常、洪水、特殊工况
南侧 2-2 坝体剖面 正常、洪水、特殊工况
序号 计算剖面 工况
北侧 2-2 坝体剖面 正常、洪水、特殊工况
西侧 2-2 坝体剖面 正常、洪水、特殊工况
三 施工期西侧坝体标高 812.50m 和 815.00m
图 5.6.6.2-1 现状稳定分析典型剖面位置图
图 5.6.6.2-2 加高扩容后稳定分析典型剖面位置图
根据调洪计算,即便在不排水的情况下,尾矿库仍可容纳多次设计
标准的全部洪水。设计尾矿库正常运行时的最小干滩长度均大于 300m,
沉积滩坡度为 0.8%。考虑到库区尾矿的赋存状态和放矿水的影响,经化
引后计算渗流。尽管上述假定也不能完全模拟实际运行状况,但正常运
行时,计算浸润线埋深与实测浸润线埋深相近。
库内尾矿地层均属于微透水层,渗透系数均在 10-6≤k<10-5cm/s 区
间,洪水工况下不能形成稳定的浸润线,洪水与正常运行工况时浸润线
基本相同,从安全考虑,本次设计洪水工况浸润线按正常工况计算的浸
润线埋深抬升 1m 进行考虑。设计的边界条件如下表:
表 5.6.6.2-2 稳定边界计算条件
坝顶标高 正常运行
(m) 库水位(m) 干滩长度(m) 化引干滩长度(m)
(1)尾矿库现状标高 810.00m 概化分区剖面图
内埂(筑坝层),0+
尾粉土(流塑③),0+ 内埂(筑坝层),0+ 800
多年冻土,0+ 尾粉土(流塑③),0+ 膜袋(尾粉土),0+
内埂(筑坝层),0+
尾粉土(流塑③),0+ 内埂(筑坝层),0+ 790
多年冻土1,0+ 膜袋(尾粉土),0+
内埂(筑坝层),0+
多年冻土,0+ 内埂(筑坝层),0+ 780
膜袋(尾粉土),0+
膜袋(尾粉土),0+
膜袋(尾粉土),0+ 膜袋(尾粉土),0+
尾粉土(松散④),0+ 多年冻土1,0+ 膜袋(尾粉土),0+ 770
尾粉土(稍密⑤),0+
尾粉土(稍密⑧),0+
尾粉土(中密⑥),0+
尾粉土(密实⑦),0+ 730
花岗岩(全风化),0+ 尾粉土(中密⑧),0+
花岗岩(强风化),0+ 尾粉土(密实⑧),0+
防渗膜,0+
初期坝(素填土),0+
花岗岩(全风化),0+ 714.41,Slope基础高程 720
花岗岩(中风化),0+
图 5.6.6.3-1 标高 810.00m 现状东侧坝体概化分区剖面
多年冻土,0+ 内埂(筑坝层),0+
多年冻土,0+
尾粉土(流塑③),0+
多年冻土,0+ 计算断面的材料分区图 内埂(筑坝层),0+
膜袋(尾粉土),0+
内埂(筑坝层),0+ 790
多年冻土1,0+ 膜袋(尾粉土),0+
内埂(筑坝层),0+ 780
尾粉土(松散④),0+ 膜袋(尾粉土),0+
膜袋(尾粉土),0+ 膜袋(尾粉土),0+ 770
尾粉土(稍密⑧),0+尾粉土(中密⑧),0+ 初期坝(素填土),0+
花岗岩(全风化),0+ 760
尾粉土(稍密⑤),0+ 750
花岗岩(强风化),0+
花岗岩(中风化),0+
图 5.6.6.3-2 标高 810.00m 现状南侧坝体概化分区剖面
计算断面材料分区图
尾粉土(流塑③),0+ 内埂(筑坝层),0+
内埂(筑坝层),0+ 800
膜袋(尾粉土),0+
多年冻土,0+ 内埂(筑坝层),0+ 790
多年冻土,0+ 膜袋(尾粉土),0+
多年冻土1,0+ 多年冻土,0+ 内埂(筑坝层),0+ 780
膜袋(尾粉土),0+
多年冻土1,0+
膜袋(尾粉土),0+ 膜袋(尾粉土),0+ 770
尾粉土(松散④),0+ 多年冻土1,0+
多年冻土1,0+ 初期坝(素填土),0+ 753.91,Slope基础高程
尾粉土(稍密⑤),0+ 尾粉土(密实⑧),0+
尾粉土(稍密⑧),0+ 尾粉土(中密⑧),0+ 750
尾粉土(中密⑥),0+
花岗岩(全风化),0+ 740
花岗岩(强风化),0+
图 5.6.6.3-3 标高 810.00m 现状北侧坝体概化分区剖面
(2)扩容后尾矿库最终标高 840.00m 概化分区剖面图 计算断面的材料分区图
石料堆坝,0+ 压坡石料,0+
冻土,0+ 石料堆坝,0+ 压坡石料,0+
石料堆坝,0+ 压坡石料,0+
冻土,0+
石料堆坝,0+ 压坡石料,0+
石料堆坝,0+ 压坡石料,0+
尾粉土(流塑③),0+ 石料堆坝,0+
石料堆坝,0+
冻土,0+ 石料堆坝,0+
膜袋(尾粉土),0+
多年冻土1,0+ 石料堆坝,0+
膜袋(尾粉土),0+
尾粉土(松散④),0+ 石料堆坝,0+
膜袋(尾粉土),0+
膜袋(尾粉土),0+ 膜袋(尾粉土),0+
多年冻土1,0+
尾粉土(稍密⑤),0+
尾粉土(中密⑥),0+
花岗岩(全风化),0+
尾粉土(稍密⑧),0+ 尾粉土(中密⑧),0+
尾粉土(密实⑧),0+
防渗膜,0+
石料堆坝,0+ 压坡石料,0+
花岗岩(强风化),0+
花岗岩(中风化),0+
图 5.6.6.3-4 计算断面的材料分区 标高 840.00m 东侧 1-1 坝体概化分区剖面
石料堆坝,0+ 压坡石料,0+
冻土,0+ 石料堆坝,0+ 压坡石料,0+
石料堆坝,0+ 压坡石料,0+
冻土,0+
石料堆坝,0+ 压坡石料,0+
石料堆坝,0+ 压坡石料,0+
尾粉土(流塑③),0+ 石料堆坝,0+
冻土,0+ 石料堆坝,0+
石料堆坝,0+
膜袋(尾粉土),0+
多年冻土1,0+ 石料堆坝,0+
膜袋(尾粉土),0+
尾粉土(松散④),0+ 石料堆坝,0+
膜袋(尾粉土),0+
膜袋(尾粉土),0+ 膜袋(尾粉土),0+
多年冻土1,0+
尾粉土(稍密⑤),0+ 尾粉土(稍密⑧),0+ 760
尾粉土(中密⑥),0+ 尾粉土(中密⑧),0+
花岗岩(全风化),0+
花岗岩(强风化),0+ 尾粉土(密实⑧),0+
压坡石料,0+
花岗岩(全风化),0+ 720
压坡石料,0+
花岗岩(中风化),0+
初期坝(素填土),0+
图 5.6.6.3-5 标高 840.00m 东侧 2-2 坝体概化分区剖面
计算断面的材料分区
石料堆坝,0+ 压坡石料,0+
冻土,0+ 石料堆坝,0+ 压坡石料,0+
冻土,0+ 石料堆坝,0+ 压坡石料,0+
石料堆坝,0+ 压坡石料,0+
石料堆坝,0+
尾粉土(流塑③),0+ 石料堆坝,0+ 压坡石料,0+
石料堆坝,0+
冻土,0+ 石料堆坝,0+
膜袋(尾粉土),0+
多年冻土1,0+ 石料堆坝,0+
膜袋(尾粉土),0+
尾粉土(松散④),0+ 石料堆坝,0+
膜袋(尾粉土),0+
膜袋(尾粉土),0+ 膜袋(尾粉土),0+
多年冻土1,0+
尾粉土(稍密⑤),0+ 尾粉土(稍密⑧),0+ 初期坝(素填土),0+ 压坡石料,0+
尾粉土(中密⑥),0+ 尾粉土(中密⑧),0+ 尾粉土(密实⑧),0+
花岗岩(全风化),0+
花岗岩(强风化),0+ 740
花岗岩(中风化),0+
图 5.6.6.3-6 计算断面的材料分区 标高 840.00m 东侧 3-3 坝体概化分区剖面
石料堆坝,0+ 压坡石料,0+
冻土,0+ 石料堆坝,0+ 压坡石料,0+
石料堆坝,0+ 压坡石料,0+
冻土,0+ 石料堆坝,0+ 压坡石料,0+
石料堆坝,0+ 压坡石料,0+
尾粉土(流塑③),0+ 石料堆坝,0+
石料堆坝,0+
尾粉土(松散④),0+ 石料堆坝,0+
膜袋(尾粉土),0+
多年冻土1,0+ 石料堆坝,0+
尾粉土(松散④),0+
尾粉土(稍密⑤),0+ 尾粉土(稍密⑧),0+ 尾粉土(中密⑧),0+ 尾粉土(密实⑧),0+
膜袋(尾粉土),0+ 石料堆坝,0+
石料堆坝,0+
石料堆坝,0+
压坡石料,0+
花岗岩(全风化),0+
花岗岩(强风化),0+
花岗岩(中风化),0+
图 5.6.6.3-7 标高 840.00m 南侧 1-1 坝体概化分区剖面
石料堆坝,0+ 压坡石料,0+
多年冻土,0+ 石料堆坝,0+ 压坡石料,0+
石料堆坝,0+ 压坡石料,0+
多年冻土,0+ 石料堆坝,0+ 压坡石料,0+
石料堆坝,0+ 压坡石料,0+
尾粉土(流塑③),0+ 石料堆坝,0+
多年冻土,0+ 石料堆坝,0+
石料堆坝,0+
膜袋(尾粉土),0+
多年冻土1,0+ 石料堆坝,0+
尾粉土(松散④),0+ 膜袋(尾粉土),0+
尾粉土(稍密⑤),0+
石料堆坝,0+
膜袋(尾粉土),0+
膜袋(尾粉土),0+ 膜袋(尾粉土),0+
尾粉土(密实⑧),0+
尾粉土(中密⑧),0+ 防渗膜,0+ 压坡石料,0+
初期坝(素填土),0+
花岗岩(全风化),0+ 760
尾粉土(中密⑥),0+
花岗岩(强风化),0+
花岗岩(中风化),0+
图 5.6.6.3-8 标高 840.00m 南侧 2-2 坝体概化分区剖面
石料堆坝,0+ 压坡石料,0+
多年冻土,0+ 石料堆坝,0+ 压坡石料,0+ 830
石料堆坝,0+ 压坡石料,0+
石料堆坝,0+ 压坡石料,0+ 820
多年冻土,0+ 石料堆坝,0+ 压坡石料,0+
尾粉土(流塑③),0+ 石料堆坝,0+ 810
多年冻土,0+ 石料堆坝,0+
石料堆坝,0+ 800
膜袋(尾粉土),0+
石料堆坝,0+ 790
多年冻土1,0+ 压坡石料,0+
膜袋(尾粉土),0+
石料堆坝,0+ 780
尾粉土(松散④),0+ 尾粉土(中密⑧),0+
尾粉土(稍密⑧),0+
尾粉土(稍密⑤),0+ 770
尾粉土(中密⑥),0+
花岗岩(全风化),0+
花岗岩(强风化),0+
花岗岩(中风化),0+ 730
图 5.6.6.3-9 标高 840.00m 北侧 1-1 坝体概化分区剖面
石料堆坝,0+ 压坡石料,0+
冻土,0+ 石料堆坝,0+ 压坡石料,0+
石料堆坝,0+ 压坡石料,0+
石料堆坝,0+ 压坡石料,0+ 820
冻土,0+ 石料堆坝,0+ 压坡石料,0+
尾粉土(流塑③),0+ 石料堆坝,0+
冻土,0+ 石料堆坝,0+
石料堆坝,0+ 800
膜袋(尾粉土),0+
多年冻土1,0+ 石料堆坝,0+
膜袋(尾粉土),0+
石料堆坝,0+ 780
尾粉土(松散④),0+ 膜袋(尾粉土),0+
膜袋(尾粉土),0+ 膜袋(尾粉土),0+
多年冻土1,0+
尾粉土(稍密⑤),0+
防渗膜,0+
初期坝(素填土),0+ 压坡石料,0+ 760
尾粉土(密实⑧),0+
尾粉土(中密⑧),0+
尾粉土(稍密⑧),0+
尾粉土(中密⑥),0+ 740
花岗岩(全风化),0+
花岗岩(强风化),0+ 图
石料堆坝,0+ 冻土(3-1),0+
尾粉土(流塑③),0+
石料堆坝,0+
压坡石料,0+
地基处理1层,0+ 石料堆坝,0+ 石料堆坝,0+ 多年冻土(4-1),0+
尾粉土(松散④),0+
尾粉土(流塑③),0+
多年冻土(4-1),0+
尾粉土(松散④),0+
多年冻土(4-1),0+ 地基处理4层,0+
初期坝(素填土),0+
花岗岩(全风化),0+ 尾粉土(稍密⑤),0+
冻土(3-1),0+
石料堆坝,0+ 冻土(3-1),0+
石料堆坝,0+
尾粉土(流塑③),0+
石料堆坝,0+
压坡石料,0+
地基处理1层,0+ 石料堆坝,0+ 石料堆坝,0+ 多年冻土(4-1),0+
地基处理1层,0+ 地基处理2层,0+
尾粉土(松散④),0+
尾粉土(松散④),0+ 地基处理4层,0+
尾粉土(⑤-2澄清水区),0+
花岗岩(强风化),0+
图 5.6.6.3-12 标高 840.00m 西侧 2-2 坝体概化分区剖面
石料堆坝,0+
地基处理1层,0+
地基处理2层,0+
地基处理3层,0+
尾粉土(③-3高浓度尾矿),0+ 尾粉土(③-3高浓度尾矿),0+
地基处理4层,0+
尾粉土(④-2澄清水区),0+
尾粉土(⑤-2澄清水区),0+
花岗岩(全风化),0+
花岗岩(强风化),0+
图 5.6.6.3-13 西侧坝体标高 812.50m 空库概化分区剖面
石料堆坝,0+
地基处理1层,0+
地基处理2层,0+
尾粉土(流塑③-2),0+ 尾粉土(③-3高浓度尾矿),0+
地基处理4层,0+
尾粉土(⑤-2澄清水区),0+
花岗岩(强风化),0+
图 5.6.6.3-14 西侧坝体标高 812.50m 满库概化分区剖面
石料堆坝,0+
地基处理1层,0+
地基处理1层,0+
地基处理2层,0+
尾粉土(③-3高浓度尾矿),0+
尾粉土(流塑③-2),0+ 地基处理4层,0+ 尾粉土(流塑③-2),0+
尾粉土(④-2澄清水区),0+
尾粉土(⑤-2澄清水区),0+
花岗岩(强风化),0+
石料堆坝,0+
地基处理1层,0+
地基处理1层,0+
尾粉土(③-3高浓度尾矿),0+
尾粉土(流塑③-2),0+ 地基处理4层,0+ 尾粉土(流塑③-2),0+
尾粉土(④-2澄清水区),0+
尾粉土(⑤-2澄清水区),0+
花岗岩(强风化),0+
图 5.6.6.3-16 西侧坝体标高 815.00m 满库概化分区剖面
对于稳定渗流,符合达西定律的非均各向异性二维渗流场,水头势
函数满足微分方程:
? ? ?? ? ? ? ?? ?
?kx ? + ?ky ?+Q = 0
?x ? ?x ? ?y ?? ?y ??
式中:φ=φ(x,y)为待求水头势函数;
x,y 为平面坐标;
kx,ky 为 x,y 轴方向的渗透系数。
水头φ还必须满足一定的边界条件,经常出现以下几种边界条件:
①在上游边界上水头已知
φ=φn
② 在逸出边界水头和位置标高相等
φ=z
③在某边界上渗流量 q 已知
?? ??
kx lx + k y l y = ?q
?x ?y
其中 lx,ly 为边界表面向外法线在 x,y 方向的余弦。
将渗流场用有限元离散,假定单元渗流场的水头函数势φ为多项式,
由微分方程及边界条件确定问题的变分形式,可导得出线性方程组:
H{φ}={F}
式中H——渗透矩阵;{φ}——渗流场水头;{F}——节点渗流量。
求解以上方程组可以得到节点水头,据此求得单元的水力坡降,流速等
物理量。求解渗流场的关键是确定浸润线位置,Autobank7.51 采用节点
流量平衡法通过迭代计算自动确定浸润线位置和渗流量。
表 5.6.6.4.2 渗流量计算结果表
尾矿坝断面 运行工况 渗流量计算结果
-6 3
现状 810.00m 东侧坝体 正常运行 7.12×10 m /s
-6 3
现状 810.00m 南侧坝体 正常运行 3.64×10 m /s
-6 3
现状 810.00m 北侧坝体 正常运行 4.43×10 m /s
-5 3
-5 3
-4 3
-5 3
-5 3
-5 3
-5 3
-8 3
-7 3
-6 3
西侧坝体标高 812.50m 满库 正常运行 2.94×10 m /s
-5 3
西侧坝体标高 815.00m 满库 正常运行 1.48×10 m /s
在考虑了库内存在冰冻层不利因素的情况下(由于无法判断竖向排
渗设施是筑坝区域尾矿物理力学指标变化的直接因素,渗流计算时也暂
未考虑),从数据上来看大部分尾矿水均通过地基渗出,计算结果合理。
渗流计算附图
(1)810.00m 现状东侧坝体正常运行(图 5.6.6.4.3-1~2)
渗流0,H=808.8(m),流速矢量图
渗流0,H=808.8(m),水压(m)等值线
(2)810.00m 现状南侧坝体正常运行(图 5.6.6.4.3-3~4)
渗流0,H=808.8(m),水压(m)等值线
渗流0,H=808.8(m),流速矢量图
(3)810.00m 现状北侧坝体正常运行(图 5.6.6.4.3-5~6)
渗流0,H=808.8(m),水压(m)等值线
渗流0,H=808.8(m),流速矢量图
(4)840.00m 东侧 1-1 坝体正常运行(图 5.6.6.4.3-7~8)
渗流0,H=839.28(m),流速矢量图
渗流0,H=839.28(m),水压(m)等值线
(5)840.00m 东侧 2-2 坝体正常运行(图 5.6.6.4.3-9~10)
渗流0,H=839.28(m),流速矢量图
.1 0953
渗流0,H=839.28(m),水压(m)等值线
(6)840.00m 东侧 3-3 坝体正常运行(图 5.6.6.4.3-11~12)
渗流0,H=839.28(m),流速矢量图
.9 09
渗流0,H=839.28(m),水压(m)等值线
(7)840.00m 南侧 1-1 坝体正常运行(图 5.6.6.4.3-13~14)
渗流0,H=839.28(m),流速矢量图
渗流0,H=839.28(m),水压(m)等值线
(8)840.00m 南侧 2-2 坝体正常运行(图 5.6.6.4.3-15~16)
渗流0,H=839.28(m),流速矢量图
渗流0,H=839.28(m),水压(m)等值线
(9)840.00m 北侧 1-1 坝体正常运行(图 5.6.6.4.3-17~18)
渗流0,H=839.28(m),流速矢量图
渗流0,H=839.28(m),水压(m)等值线
(10)840.00m 北侧 2-2 坝体正常运行(图 5.6.6.4.3-19~20)
渗流0,H=839.28(m),流速矢量图
渗流0,H=839.28(m),水压(m)等值线
(11)840.00m 西侧 1-1 坝体正常运行(图 5.6.6.4.3-21~22)
渗流0,H=839.28(m),流速矢量图
渗流0,H=839.28(m),水压(m)等值线
(12)840.00m 西侧 2-2 坝体正常运行(图 5.6.6.4.3-23~24)
渗流0,H=839.28(m),流速矢量图
渗流0,H=839.28(m),水压(m)等值线
(13)西侧坝体标高 812.50m 满库正常运行(图 5.6.6.4.3-25~26)
渗流0,H=811.78(m),流速矢量图
渗流0,H=811.78(m),水压(m)等值线
(14)西侧坝体标高 815.00m 满库正常运行(图 5.6.6.4.3-27~28)
根据《尾矿设施设计规范》(GB50863-2013),坝体稳定计算的荷
载组合如下表 5.6.6.5.1。
表 5.6.6.5.1
尾矿坝稳定计算荷载组合
荷载类别
运行条件 计算方法
总应力法 有 有 —— —— ——
正常运行
有效应力法 有 有 有 —— ——
总应力法 —— 有 —— 有 ——
洪水运行
有效应力法 —— 有 有 有
总应力法 有 有 —— —— 有
特殊运行
有效应力法 有 有 有 —— 有
注:1 荷载类别 1 系指正常库水位时的稳定渗流压力;
依据《中国地震动参数区划图》(GB 18306-2015)的划分,尾矿
库所在地位于新巴尔虎右旗呼伦镇,该地区地抗震设防烈度为Ⅵ度,震
动峰值加速度值为 0.05g。本次尾矿库加高扩容设计,充分考虑到尾矿
库的安全性,因此按提高一个标准进行设防,即坝体稳定性分析基本地
震加速度值取 0.10g。
采用 Autobank 进行稳定性验算,计算方法为简化毕肖普法。
毕肖普法计算公式为:
???(W ? V )sec? ? ub sec? ?tan ? + cb sec? ??1 / (1 + tan ? tan ? / k )?
K=
??(W ? V )sin ? + M C / R ?
式中:W——土条重量。稳定渗流期坝体浸润线以下、下游水位以
上土体重量,对于滑动力按饱和容重计算,对于抗滑力按浮容重计算;
浸润线以上则不论滑动力或抗滑力,均用湿容重(或最大干容重)计算;
下游水位以下则都用浮容重计算。
Q、V—分别为水平和垂直地震惯性力;
u——作用于土条底面的孔隙压力;
α——条块重力线与通过此条块底面中点的半径之间的夹角;
b——土条宽度;R——圆弧半径;
C、φ—土条底面的总应力抗剪强度指标;
Mc——水平地震惯性力对圆心的力矩;
不同计算方法所对应的最小安全系数如下表所示。
表 5.6.6.5.2 坝坡抗滑稳定的最小安全系数
坝的级别
计算方法 1 2 3 4、5
运行条件
正常运行 1.50 1.35 1.30 1.25
简化毕肖普法 洪水运行 1.30 1.25 1.20 1.15
特殊运行 1.20 1.15 1.15 1.10
表 5.6.6.5.3 稳定性计算最小安全系数表
毕肖普法 抗滑稳定
运行阶段 运行工况
规范值 最小安全系数 K
正常运行 1.35 1.458
现状 810.00m 东侧坝体 洪水运行 1.25 1.411
特殊运行 1.15 1.186
正常运行 1.35 1.457
现状 810.00m 南侧坝体 洪水运行 1.25 1.438
特殊运行 1.15 1.324
正常运行 1.35 1.476
现状 810.00m 北侧坝体 洪水运行 1.25 1.473
特殊运行 1.15 1.256
正常运行 1.35 1.877
洪水运行 1.25 1.855
特殊运行 1.15 1.483
正常运行 1.35 1.931
洪水运行 1.25 1.911
特殊运行 1.15 1.477
正常运行 1.35 1.850
洪水运行 1.25 1.829
特殊运行 1.15 1.473
毕肖普法 抗滑稳定
运行阶段 运行工况
规范值 最小安全系数 K
正常运行 1.35 2.219
洪水运行 1.25 2.145
特殊运行 1.15 1.838
正常运行 1.35 2.002
洪水运行 1.25 1.976
特殊运行 1.15 1.650
正常运行 1.35 2.170
洪水运行 1.25 2.130
特殊运行 1.15 1.765
正常运行 1.35 2.003
洪水运行 1.25 1.979
特殊运行 1.15 1.628
正常运行 1.30 1.602
洪水运行 1.20 1.582
特殊运行 1.15 1.369
正常运行 1.30 1.550
洪水运行 1.20 1.535
特殊运行 1.15 1.333
西侧坝体标高 812.50m 1.988(左)
正常运行 1.35
空库 2.093(右)
正常运行 1.35 1.919
西侧坝体标高 812.50m
洪水运行 1.25 1.892
满库
特殊运行 1.15 1.701
西侧坝体标高 815.00m 1.886(左)
正常运行 1.30
空库 1.575(右)
正常运行 1.30 1.740
西侧坝体标高 815.00m
洪水运行 1.20 1.644
满库
特殊运行 1.15 1.543
(1)现状 810.00m 东侧坝体正常(特殊)和洪水运行(图 5.6.6.5.4-1~2)
搜索范围
正常运行期,总应力法,设计水位,毕肖普法,Fs=1.45865
特殊运行期,总应力法,设计水位,毕肖普法,0.05g,Fs=1.18674
搜索范围
洪水运行期,总应力法,设计水位,毕肖普法,Fs=1.41169
(2)现状 810.00m 南侧坝体正常(特殊)和洪水运行(图 5.6.6.5.4-3~4)
搜索范围
正常运行期,总应力法,设计水位,毕肖普法,Fs=1.45719
正常运行期,总应力法,设计水位,毕肖普法,0.05g,Fs=1.32448
搜索范围
正常运行期,总应力法,设计水位,毕肖普法,Fs=1.43828
(3)现状 810.00m 北侧坝体正常(特殊)和洪水运行(图 5.6.6.5.4-5~6)
搜索范围
正常运行期,总应力法,设计水位,毕肖普法,Fs=1.47699
特殊运行期,总应力法,设计水位,毕肖普法,0.05g,Fs=1.25668
搜索范围
洪水运行期,总应力法,设计水位,毕肖普法,Fs=1.47374
(4)840.00m 东侧坝体剖面 1-1 正常(特殊)和洪水运行(图 5.6.6.5.4-7~8)
搜索范围
正常工况,总应力法,水位1,毕肖普法,Fs=1.87704
特殊工况,总应力法,水位1,毕肖普法,0.1g,Fs=1.48322
搜索范围
洪水工况,总应力法,水位1,毕肖普法,Fs=1.85516
(5)840.00m 东侧坝体剖面 2-2 正常(特殊)和洪水运行(图 5.6.6.5.4-9~10)
搜索范围
正常工况,总应力法,水位1,毕肖普法,Fs=1.93133
特殊工况,总应力法,水位1,毕肖普法,0.1g,Fs=1.47734
搜索范围
洪水工况,总应力法,水位1,毕肖普法,Fs=1.91199
(6)840.00m 东侧坝体剖面 3-3 正常(特殊)和洪水运行(图 5.6.6.5.4-11~12)
搜索范围
正常工况,总应力法,水位1,毕肖普法,Fs=1.85044
特殊工况,总应力法,水位1,毕肖普法,0.1g,Fs=1.47347
搜索范围
洪水工况,总应力法,水位1,毕肖普法,Fs=1.82906
(7)840.00m 南侧坝体剖面 1-1 正常(特殊)和洪水运行(图 5.6.6.5.4-13~14)
搜索范围
正常工况,总应力法,水位1,毕肖普法,Fs=2.21939
特殊工况,总应力法,水位1,毕肖普法,0.1g,Fs=1.83807 860
搜索范围
洪水工况,总应力法,水位1,毕肖普法,Fs=2.14574
(8)840.00m 南侧坝体剖面 2-2 正常(特殊)和洪水运行(图 5.6.6.5.4-15~16)
搜索范围
正常工况,总应力法,水位1,毕肖普法,Fs=2.00286
特殊工况,总应力法,水位1,毕肖普法,0.1g,Fs=1.65076
搜索范围
洪水工况,总应力法,水位1,毕肖普法,Fs=1.97683
(9)840.00m 北侧坝体剖面 1-1 正常(特殊)和洪水运行(图 5.6.6.5.4-17~18)
搜索范围
正常工况,总应力法,水位1,毕肖普法,Fs=2.10726
特殊工况,总应力法,水位1,毕肖普法,0.1g,Fs=1.74335 860
石料堆坝,0+ 压坡石料,0+
多年冻土,0+ 石料堆坝,0+ 压坡石料,0+ 830
石料堆坝,0+ 压坡石料,0+
石料堆坝,0+ 压坡石料,0+ 820
多年冻土,0+ 石料堆坝,0+ 压坡石料,0+
尾粉土(流塑③),0+ 石料堆坝,0+ 810
多年冻土,0+ 石料堆坝,0+ 压坡石料,0+
石料堆坝,0+ 800
膜袋(尾粉土),0+
石料堆坝,0+ 790
多年冻土1,0+ 膜袋(尾粉土),0+
石料堆坝,0+ 780
尾粉土(松散④),0+ 尾粉土(中密⑧),0+
尾粉土(稍密⑧),0+
尾粉土(稍密⑤),0+ 770
尾粉土(中密⑥),0+
花岗岩(全风化),0+
花岗岩(强风化),0+
花岗岩(中风化),0+ 730
搜索范围
洪水工况,总应力法,水位1,毕肖普法,Fs=2.13095
(10)840.00m 北侧坝体剖面 2-2 正常(特殊)和洪水运行(图 5.6.6.5.4-19~20)
搜索范围
正常工况,总应力法,水位1,毕肖普法,Fs=2.00342
特殊工况,总应力法,水位1,毕肖普法,0.1g,Fs=1.62822
搜索范围
洪水工况,总应力法,水位1,毕肖普法,Fs=1.97915
(11)840.00m 西侧坝体剖面 1-1 正常(特殊)和洪水运行(图 5.6.6.5.4-21~22)
搜索范围
正常工况,总应力法,水位1,毕肖普法,Fs=1.60277
特殊工况,总应力法,水位1,毕肖普法,0.1g,Fs=1.369
搜索范围
洪水工况,总应力法,水位1,毕肖普法,Fs=1.58283
(12)840.00m 西侧坝体剖面 2-2 正常(特殊)和洪水运行(图 5.6.6.5.4-23~24)。
搜索范围
正常工况,总应力法,水位1,毕肖普法,Fs=1.55045
特殊工况,总应力法,水位1,毕肖普法,0.1g,Fs=1.33364
搜索范围
洪水工况,总应力法,水位1,毕肖普法,Fs=1.53574
(13) 西侧坝体标高 812.50m 空库正常运行(图 5.6.6.5.4-25)。
搜索范围
(14) 西侧坝体标高 812.50m 满库正常(特殊)和洪水运行(图 5.6.6.5.4-26~27)。
搜索范围
正常工况,总应力法,水位1,毕肖普法,Fs=1.91905
搜索范围
洪水工况,总应力法,水位1,毕肖普法,Fs=1.89215
(15) 西侧坝体标高 815.00m 空库正常运行(图 5.6.6.5.4-28)。
搜索范围
施工期,总应力法,毕肖普法,Fs=1.88692 施工期,总应力法,毕肖普法,Fs=1.57507
(16) 西侧坝体标高 815.00m 满库正常(特殊)和洪水运行(图 5.6.6.5.4-29~30)。
搜索范围
正常工况,总应力法,水位1,毕肖普法,Fs=1.74085
特殊工况,总应力法,水位1,毕肖普法,0.1g,Fs=1.54375
+
搜索范围
洪水工况,总应力法,水位1,毕肖普法,Fs=1.64463
根据静力稳定性计算,二期尾矿库扩容后坝体上升过程中,坝面无
浸润线溢出现象,坝体在加高过程中,计算的坝体稳定安全系数均大于
规范的最小安全系数(正常运行 1.35、洪水运行 1.25、特殊运行 1.15),
且有一定富余,因此坝体稳定性是可靠的。
尾矿库扩容后东侧、南侧、北侧堆积坝高度 70m(770m~840.00m),
西侧堆积坝高 30m(810m~840.00m)按照《尾矿设施设计规范》
(GB50863-2013)“表 4.3.3 堆积坝下游坡浸润线最小埋深 H”:当
线最小埋深 4m~2m。东侧坝体在浸润线埋深 6m 时,经过计算正常、特
殊运行坝坡稳定的最小安全系数不满足稳定要求;南侧、北侧坝体在浸
润线埋深 6m 时,经过计算正常、特殊运行坝坡稳定的最小安全系数均
满足稳定要求;西侧坝体在浸润线埋深 4m 时,经过计算正常、特殊运
行坝坡稳定的最小安全系数不满足稳定要求。
控制浸润线试算:
(1)东侧坝体计算浸润线埋深 8m 时,东侧坝体的正常、特殊运行
坝坡稳定的最小安全系数(毕肖普法)为 Kmin=1.504、1.151,满足稳
定要求且与规范值较为接近。
(2)南侧坝体计算浸润线埋深 6m 时,南侧坝体的正常、特殊运行
坝坡稳定的最小安全系数(毕肖普法)为 Kmin=1.454、1.189,满足稳
定要求且与规范值较为接近。
(3)北侧坝体计算浸润线埋深 6m 时,北侧坝体的正常、特殊运行
坝坡稳定的最小安全系数(毕肖普法)为 Kmin=1.417、1.176,满足规
范规定的坝坡抗滑稳定性的最小安全系数要求。
(4)西侧坝体计算浸润线埋深 11m 时,西侧坝体的正常、特殊运
行坝坡稳定的最小安全系数(毕肖普法)为 Kmin=1.353、1.159,满足
稳定要求且与规范值较为接近。
(5)结论:根据《尾矿库安全规程》(GB39496-2020)“5.2.8 章
节:设置可靠的排渗设施,尾矿堆积坝的控制浸润线埋深应不小于通过
计算确定的控制浸润线的 1.2 倍”,故设计的东侧坝体控制浸润线埋深
确定为 9.6m;南、北侧坝体控制浸润线埋深确定为 7.2m;西侧坝体标
高 830m~840m 控制浸润线埋深确定为 13.2m,标高 820m 的控制浸润线
埋深确定为 6m。
(6)计算附图
搜索范围
正常工况,总应力法,水位1,毕肖普法,Fs=1.50409
特殊工况,总应力法,水位1,毕肖普法,0.1g,Fs=1.15188
石料堆坝,0+ 压坡石料,0+
冻土,0+ 石料堆坝,0+ 压坡石料,0+
石料堆坝,0+ 压坡石料,0+
冻土,0+
石料堆坝,0+ 压坡石料,0+
石料堆坝,0+ 压坡石料,0+
尾粉土(流塑③),0+ 石料堆坝,0+
冻土,0+ 石料堆坝,0+
石料堆坝,0+
膜袋(尾粉土),0+
多年冻土1,0+ 石料堆坝,0+
膜袋(尾粉土),0+
尾粉土(松散④),0+ 石料堆坝,0+
膜袋(尾粉土),0+
膜袋(尾粉土),0+ 膜袋(尾粉土),0+
多年冻土1,0+
尾粉土(稍密⑤),0+ 尾粉土(稍密⑧),0+ 760
尾粉土(中密⑥),0+ 尾粉土(中密⑧),0+
花岗岩(全风化),0+
花岗岩(强风化),0+ 尾粉土(密实⑧),0+
压坡石料,0+
花岗岩(全风化),0+ 720
花岗岩(中风化),0+
初期坝(素填土),0+
图 5.6.7-1 840.00m 东侧坝体控制浸润线埋深计算结果
搜索范围
正常工况,总应力法,水位1,毕肖普法,Fs=1.45448
特殊工况,总应力法,水位1,毕肖普法,0.1g,Fs=1.18995 860
石料堆坝,0+ 压坡石料,0+
多年冻土,0+ 石料堆坝,0+ 压坡石料,0+
石料堆坝,0+ 压坡石料,0+
多年冻土,0+ 石料堆坝,0+ 压坡石料,0+
尾粉土(流塑③),0+ 石料堆坝,0+ 压坡石料,0+
石料堆坝,0+
多年冻土,0+ 石料堆坝,0+
石料堆坝,0+
膜袋(尾粉土),0+ 压坡石料,0+ 800
多年冻土1,0+ 石料堆坝,0+
尾粉土(松散④),0+ 膜袋(尾粉土),0+
尾粉土(稍密⑤),0+
石料堆坝,0+
膜袋(尾粉土),0+
膜袋(尾粉土),0+ 膜袋(尾粉土),0+ 764.98
尾粉土(密实⑧),0+
尾粉土(中密⑧),0+ 初期坝(素填土),0+ 763.09,Slope基础高程
防渗膜,0+
花岗岩(全风化),0+ 760
尾粉土(中密⑥),0+
花岗岩(强风化),0+
花岗岩(中风化),0+
图 5.6.7-2 840.00m 南侧坝体控制浸润线埋深计算结果
搜索范围
正常工况,总应力法,水位1,毕肖普法,Fs=1.41786
特殊工况,总应力法,水位1,毕肖普法,0.1g,Fs=1.17694
石料堆坝,0+ 压坡石料,0+
多年冻土,0+ 石料堆坝,0+ 压坡石料,0+ 830
石料堆坝,0+ 压坡石料,0+
石料堆坝,0+ 压坡石料,0+ 820
多年冻土,0+ 石料堆坝,0+ 压坡石料,0+
尾粉土(流塑③),0+ 石料堆坝,0+ 810
多年冻土,0+ 石料堆坝,0+
石料堆坝,0+ 压坡石料,0+ 800
膜袋(尾粉土),0+
多年冻土1,0+ 石料堆坝,0+ 790
膜袋(尾粉土),0+
石料堆坝,0+ 780
尾粉土(松散④),0+ 膜袋(尾粉土),0+
膜袋(尾粉土),0+ 膜袋(尾粉土),0+
多年冻土1,0+ 770
尾粉土(稍密⑤),0+ 初期坝(素填土),0+
防渗膜,0+ 753.91,Slope基础高程 760
尾粉土(密实⑧),0+
尾粉土(中密⑧),0+ 750
尾粉土(稍密⑧),0+
尾粉土(中密⑥),0+ 740
花岗岩(全风化),0+
花岗岩(强风化),0+ 730
图 5.6.7-3 840.00m 北侧坝体控制浸润线埋深计算结果
搜索范围
正常工况,总应力法,水位1,毕肖普法,Fs=1.35365
特殊工况,总应力法,水位1,毕肖普法,0.1g,Fs=1.15947
图 5.6.7-4 840.00m 西侧坝体控制浸润线埋深计算结果
蒙古矿业有限公司乌努格吐山铜钼矿尾矿库加高扩容工程三维渗流分
析报告》。报告结论摘录如下:
(1)本报告根据相关规范要求采用有限元分析软件对乌努格吐山
铜钼矿尾矿库加高扩容工程进行三维渗流计算。建立了二期尾矿库 810m
和 840m 标高的三维渗流模型。各岩土层的渗透系数指标依据本项目岩
土工程勘察报告选取。
(2)计算分析了两种典型运行标高正常运行水位和最高洪水位时
尾矿坝的渗流场,绘制了地下水位等值线图、典型断面浸润线和等势线
分布图等,计算了最大渗透坡降。结果表明,坝体浸润面埋深均满足规
范要求,各分区渗透稳定性满足要求。
(3)二期尾矿库 810m 标高的渗流场和浸润面的空间分布三维特征
不明显,在正常运行水位和最高洪水位工况下,尾砂最大渗透坡降分别
为 0.55 和 0.57,位于尾矿库滩顶尾砂入渗处靠近东侧坝体区域,浸润
面埋深由浅到深依次为:西侧坝体<北侧坝体<南侧坝体<东侧坝体,尾
矿库各位置坝体及附近区域的水力比降均在 0.4 以下。
(4)尾矿库堆积至 840m 标高时三维渗流计算结果表明,尾矿库浸
润面空间分布三维效应不明显,此标高下滩顶水域位于坝顶中间位置,
距离各边堆积坝长度较一致。浸润面埋深由浅到深依次为:西侧坝体<
北侧坝体<南侧坝体<东侧坝体。在正常运行和洪水运行工况下,水力比
降较大的区域位于东侧滩顶水位入渗处的尾砂附近,正常工况最大值为
库各位置坝体及附近区域水力比降值均处于 0.4 以下,坝体的渗透性是
相安全的,不会发生渗透破坏。
(5)计算分析结果表明,洪水位情况下尾矿库的坝体浸润面高于
正常运行水位工况的坝体浸润面,但两者坝体的浸润面埋深相差不大,
均满足规范规定的最小埋深要求。
综上所述,本报告三维模型、计算参数和边界条件设置等方面在尽
可能还原真实复杂情况的基础上,计算结果一定程度上反应坝体渗流规
律。二期尾矿库加高扩容工程东侧、南侧及北侧坝体在现有二期尾矿库
坝体基础上采用中线式废石筑坝方案,西侧坝体采用振冲碎石桩地基中
线式废石筑坝,运行过程中需控制坝体施工质量及各项设施安全可靠,
尾矿库浸润面的埋深、坝体孔隙水压力分布及水力比降值均在安全范围
内,乌努格吐山铜钼矿尾矿库加高扩容工程渗流稳定性满足安全要求。
(1)建议进一步完善冬季运行措施,如子坝在冬季来临前将冬季
运行所需高度筑好;冬季放矿前要做好内侧护坡,防止坝外废石或土体
形成较大冰冻体;冬季放矿期间坝前冻结的尾矿滩面及时开沟,释放冻
涨应力等措施。
(2)加高扩容设计阶段建议采取针对性措施重点控制勘察和监测
浸润线较浅部位,以及计算分析得到的渗流稳定较薄弱部位的浸润线。
(3)建议下一步设计应分坝段分区域进行二维渗流分析,提出浸
润线埋深控制要求和更精确的渗流控制措施。
(4)尾矿坝完成阶段性堆筑后,需对坝体进行全面的工程地质和
水文地质勘察,将后续勘察结果与前期开展的勘察工作进行对比分析论
证,深入研究库内尾砂固结特性的发展规律,以验证中期及最终坝体的
稳定性和确定后期的处理措施。
(5)由于尾矿库所处的区域和气象条件,冻融循环条件对坝体渗
流稳定性有较大影响,且考虑到尾矿排放的随机性和沉积的不确定性均
会影响坝体浸润面位置及其埋深大小,因此,为安全考虑,建议二期尾
矿库加高扩容工程运行期间的控制浸润线取为最高洪水位工况下坝体
最大剖面的浸润线,以保证运行期尾矿库安全。
(6)尾矿库在实际运行过程中,影响尾矿库稳定性的因素很多,
而且很多因素是随机的、偶然的。由于尾矿库的特殊性,施工期不仅长
而且也属于它的服务期,属于边施工边服务的工程,因而在实际生产运
行中,极易出现与原设计要求有差异的情况。因此,建议加强尾矿库的
日常生产管理,做好尾矿坝的排渗设施,并监测尾矿库的地下水位,及
时分析评估其安全性态,消除影响坝体稳定的超静孔隙水压力,掌握尾
矿库的异常信息,做到事前控制和事中控制,确保尾矿库安全运行。
蒙古矿业有限公司乌努格吐山铜钼矿尾矿库加高扩容工程地震动力稳
定性分析报告》。报告主要内容及结论摘录如下:
采用动力时程法对二期尾矿库加高扩容工程 810m 标高和 840m 标高
进行地震动力反应分析。计算结果表明:
(1)依据《中国地震动参数区划图》(GB 18306-2015)的划分,
该区地震动峰值加速度值为 0.05g,反应谱特征周期为 0.35s。场地饱
和粉土为不液化地层。
(2)坝体在地震波作用下,水平向地震反应与竖向地震反应接近,
地震加速度沿坝高放大效应不明显,尾矿坝大部分区域的加速度放大系
数位于 1?1.8 之间。
(3)设计地震作用下 7 个计算剖面的坝内浸润线抬升幅度不明显,
超孔隙水压力增长较大区域位于库内滩顶以下约 20m 深度范围,未出现
超孔隙水压力集中区。
(4)取震前的应力分布和震后的孔隙水压力分布情况来计算永久
变形,结果表明:尾矿库 810m 标高 3 个位置剖面水平向永久变形值分
别为 0.48m、
尾矿库 840m 标高 4 个位置剖面水平向永久变形值分别为 0.65m、
值主要位于沉积滩面靠近后期堆积坝位置,其中南侧和北侧坝体永久变
形值最大,采用振冲碎石桩地基的 840m 标高西侧坝体永久变形值最小。
二期尾矿库加高扩容工程 810m 标高及扩容终期 840m 标高各计算剖
面水平及竖向永久变形值均满足安全超高要求,可认为坝体是安全的。
图 5.6.9.2-1~7 分别给出了地震波作用下尾矿库 810m、840m 标高
的东坝、西坝、南坝和北坝典型剖面模型的最大液化区计算结果(蓝色
区域为液化区),从结果可以看出仅在库内水位范围内尾砂产生浅层液
化区,产生的液化区范围远离坝坡,不会影响坝体边坡稳定。
二期尾矿库加高扩容工程东侧、南侧及北侧坝体采用中线式废石筑
坝方案,西侧坝体采用振冲碎石桩地基中线式废石筑坝,排洪排渗设施
运行状况良好的条件下,各运行阶段浸润线埋深及干滩长度均处于安全
范围。在 0.10g 地震荷载作用下超孔隙水压力上升幅度有限,浸润线抬
升不明显,三种地震波作用下的计算结果近似,基本可不考虑液化对坝
体产生的影响。
Elevation/m
Distance/m
图 5.6.9.2-1 尾矿库 810.00m 标高东坝液化区范围
Elevation/m
Distance/m
图 5.6.9.2-2 尾矿库 810.00m 标高南坝液化区
Elevation/m
Distance/m
图 5.6.9.2-3 尾矿库 810.00m 标高北坝液化区
Elevation/m
Distance/m
图 5.6.9.2-4 尾矿库 840.00m 标高东坝液化区
Elevation/m
Distance/m
图 5.6.9.2-5 尾矿库 840.00m 标高西坝液化区
Elevation/m
Distance/m
图 5.6.9.2-6 尾矿库 840.00m 标高南坝液化区
Elevation/m
Distance/m
图 5.6.9.2-7 尾矿库 840.00m 标高北坝液化区
本章主要对二期尾矿库加高扩容工程在基本加速度 0.10g 三种地震
波下的液化范围进行计算。计算结果表明,设计地震作用下 7 个计算剖
面的坝内浸润线抬升幅度不明显,未出现超孔隙水压力集中区,仅在尾
矿库库内浅层尾砂产生液化区,液化区范围均位于坝体最危险滑动面之
外,且有一定距离,不会影响坝体边坡稳定。
分别对二期尾矿库加高扩容工程 810.00m 和 840.00m 标高模型进行
震后动力稳定分析,计算条件取震后孔隙水压力及震后应力重分布的结
果。稳定计算结果如下所示。
FOS
时间 (s)
图 5.6.9.3-1 尾矿库 810.00m 标高东坝动力时程线法安全系数曲线
Factor of Safety vs. Time
FOS
时间 (s)
图 5.6.9.3-2 尾矿库 810.00m 标高南坝动力时程线法安全系数曲线
FOS
时间 (s)
图 5.6.9.3-3 尾矿库 810.00m 标高北坝动力时程线法安全系数曲线
FOS
时间 (s)
图 5.6.9.3-4 尾矿库 840.00m 标高东坝动力时程线法安全系数曲线
Factor of Safety vs. Time
FOS
时间 (s)
图 5.6.9.3-5 尾矿库 840.00m 标高西坝动力时程线法安全系数曲线
FOS
时间 (s)
图 5.6.9.3-6 尾矿库 840.00m 标高南坝动力时程线法安全系数曲线
FOS
时间 (s)
图 5.6.9.3-7 尾矿库 840.00m 标高北坝动力时程线法安全系数曲线
Elevation/m
Distance/m
图 5.6.9.3-8 尾矿库 810.00m 标高东坝动力拟静力毕肖普法安全系数
Elevation/m
Distance/m
图 5.6.9.3-9 尾矿库 810.00m 标高南坝动力拟静力毕肖普法安全系数
Elevation/m 780
Distance/m
图 5.6.9.3-10 尾矿库 810.00m 标高北坝动力拟静力毕肖普法安全系数
Elevation/m
Distance/m
图 5.6.9.3-11 尾矿库 840.00m 标高东坝动力拟静力毕肖普法安全系数
Elevation/m
Distance/m
图 5.6.9.3-12 尾矿库 840.00m 标高西坝动力拟静力毕肖普法安全系数
Elevation/m
Distance/m
图 5.6.9.3-13 尾矿库 840.00m 标高南坝动力拟静力毕肖普法安全系数
Elevation/m 820
Distance/m
图 5.6.9.3-14 尾矿库 840.00m 标高北坝动力拟静力毕肖普法安全系数
图 5.6.9.3-1~图 5.6.9.3-14 分别示出了各标高坝体安全系数曲线
及最危险滑动面的位置。由图可知,在 0.1g 的地震荷载作用下,动力
时程线法算得的尾矿坝抗震稳定安全系数时程曲线的最小值为 1.1,最
大值超过 2,安全系数轴线波动范围为 1.2~1.9 之间;按拟静力法算得
的最小安全系数为 1.19,满足规范中对毕肖普法特殊运行工况的安全系
数要求。在遭遇地震作用时,二期尾矿库加高扩容工程满足坝体抗滑稳
定的要求。
由此可见,二期尾矿库加高扩容工程按设计要求进行筑坝、管理,
尾矿库堆积至 840.00m 标高是安全的,满足动力稳定性要求。
(1)根据乌山尾矿库的区域地震地质环境、场地特征以及《尾矿
设施设计规范》(GB50863-2013)的规定,采用了三条特征地震波,其
中两条为实测的 TAR 波和兰州波,另一条为根据目标反应谱人工拟合的
地震波,作为坝体动力时程分析的输入地震波。
(2)采用 Duncan 的 E-B 模型计算了二期尾矿库加高扩容工程运行
结论:
① 尾矿坝在各个计算标高内,其有效大主应力、有效小主应力的
分布及大小均在正常范围内,全部为压应力,坝体不存在拉应力区。
② 尾矿库 810m 标高各计算剖面的最大沉降量介于 1.29?2.55m,
最大水平位移介于 0.84?2.01m,与在线监测数据基本一致。尾矿库 840m
标高各计算剖面的最大沉降量介于 1.72?5.4m,最大水平位移介于 0.21
?1.2m。采用中线式废石筑坝方案可有效控制坝体水平位移,竖向沉降
位移属长期累积的总位移,不会影响坝体稳定。
③ 坝内最大剪切应力主要分布在初期坝坝底及库底尾砂与基岩层。
库内尾砂区域绝大部分剪应力值较小,不会产生相对错动滑移。
④ 静力状态下不存在深部滑动区域,局部区域坝体累积变形相对
较大,需重点关注短期内变形相对较大区域尾砂的固结程度和浸润线埋
深情况。
(3)依据《中国地震动参数区划图》(GB 18306-2015)的划分,
该区地震动峰值加速度值为 0.05g,反应谱特征周期为 0.35s。场地饱
和粉土为不液化地层。
(4)采用等效线性动力有限元分析方法,在静力分析基础上,重
点研究了二期尾矿库加高扩容工程的地震液化区域、坝体永久变形及坝
坡的抗震稳定性,得出了坝体地震动力稳定性的有关规律和结论,可供
工程建设参考。
① 坝体在地震波作用下,水平向地震反应与竖向地震反应接近,
地震加速度沿坝高放大效应不明显,尾矿坝大部分区域的加速度放大系
数位于 1?1.8 之间。
② 设计地震作用下 7 个计算剖面的坝内浸润线抬升幅度不明显,
超孔隙水压力增长较大区域位于库内滩顶以下约 20m 深度范围,未出现
超孔隙水压力集中区。
③ 取震前的应力分布和震后的孔隙水压力分布情况来计算永久变
形,结果表明:尾矿库 810m 标高 3 个位置剖面水平向永久变形值分别
为 0.48m、0.51m 和 0.43m,竖向永久变形值为 0.56m、0.50m 和 0.42m。
尾矿库 840m 标高 4 个位置剖面水平向永久变形值分别为 0.65m、
形较大值主要位于沉积滩面靠近后期堆积坝位置,其中南侧和北侧坝体
永久变形值最大,采用振冲碎石桩地基的 840m 标高西侧坝体永久变形
值最小,尾矿库现状及扩容终期各计算剖面水平及竖向永久变形值满足
安全超高要求。
(5)根据地震反应分析结果,在 0.10g 的地震荷载作用下,动力
时程线法算得的尾矿坝抗震稳定安全系数时程曲线的最小值为 1.1,最
大值超过 2,安全系数轴线波动范围为 1.2?1.9 之间;按拟静力法算得
的最小安全系数为 1.19,满足规范中对毕肖普法特殊运行工况的安全系
数要求。在遭遇地震作用时,二期尾矿库加高扩容工程满足坝体抗滑稳
定的要求。
综上所述,乌努格吐山铜钼矿尾矿库所在场地近区域内地震活动较
弱,场地近区域内均不存在发震构造,只要实际运行过程中严格按设计
及相关规范要求进行筑坝、管理,乌努格吐山铜钼矿尾矿库加高扩容工
程坝体地震动力稳定性满足规范要求。
(1)考虑到该尾矿库扩容后总坝高为 124m,尾矿坝在后期建设不
断加高过程中,要求对尾矿坝进行跟踪勘察和稳定性分析。根据规范要
求和计算结果,建议尾矿坝堆至 825m 标高时,对坝体进行全面的工程
地质和水文地质勘察,确定各区域浸润线埋深及尾砂材料参数,校核坝
体静动力稳定性。
(2)废石坝体结构可有效控制坝体向外的水平位移,为进一步加
快提高废石子坝下部尾砂的承载力和强度,可采用软基处理措施控制废
石坝的沉降和向库内方向的位移,确保坝体各方向的位移可控及坝体的
整体安全性。
(3)建议进一步完善冬季运行措施,如子坝在冬季来临前将冬季
运行所需高度筑好;冬季放矿前要做好内侧护坡,尽量不要让坝外废石
或土体形成大的冰冻体;冬季放矿期间坝前冻结的尾矿滩面及时开沟,
释放冻涨应力等。
二期尾矿库东、南及北侧坝体在 785m、795m、805m 标高已施工竖
向排渗设施,根据竖向排渗设施施工前后浸润线监测数据对比,连续运
行的竖向排渗系统可以通过强制排水,增加坝体浸润线埋深。但竖向排
渗设施由于投产时间短且连续有效运行时长也不足,从同一区域几次勘
察指标对比,无法判断竖向排渗设施是筑坝区域尾矿物理力学指标变化
的直接因素。
本次设计尾矿坝均采用中线式废石筑坝,筑坝物料本身就是透水体,
因此,尾矿库加高扩容工程不再增设排渗设施。
监测系统设计总目标为:建立尾矿库全过程安全在线监测监控系统
和综合的安全信息管理平台,提高矿山企业安全防范水平。
(1)实现对尾矿库重要运行数据的实时采集、传输、计算、分析,
包括库区降水量、坝体位移、坝体浸润线以及坝体视频监控等,实时掌
握尾矿库整体运行的安全状态。
(2)通过自动采集分析预处理模块、自动报警模块、多源数据自
动建库与分析处理模块和变形预测模块,直观显示各项监测、监控信息
数据的历史变化过程及当前状态,为矿区安全生产管理人员提供简便、
直观、有效的信息参考。
(3)适用于尾矿库多类监测项目的数据库合理构架,便于远程在
线采集的监测数据、人工监测信息的存储、调用、查看和分析处理,一
旦出现紧急异常情况(如坝体位移或位移速率超过警界值等),系统能
及时发出预警信息。
(4)借助尾矿库网络地图信息发布子系统,能够在网络地图中发
布尾矿库监测信息、查看监测数据和图表、控制采集和传输、进行分析
和预测,实现尾矿库的分级监管。
(5)通过 Internet 能实现尾矿库安全在线监测系统的远程登录、
远程访问、远程管理、远程控制和远程维护。
(6)本次建设的尾矿库在线监测系统,与尾矿库管理委员会值班
室联网,实现数据同步采集与更新、预报警功能等。
根据《尾矿库在线安全监测系统工程技术规范》
(GB 51108-2015)
表 3.3.2 规定,尾矿库安全监测等级见表 5.8.2。
表 5.8.2 尾矿库安全监测等级
监测对象
监测等级
尾矿库 库区地质滑坡体
Ⅰ 一等尾矿库、二等尾矿库 ─
Ⅱ 三等尾矿库、四等尾矿库、五等尾矿库 大中型滑坡
Ⅲ ─ 小型滑坡
注:1.一次建坝尾矿库的混凝土石坝、浆砌石坝表面位移监测等级为Ⅰ级;
本尾矿库等别为二等,根据上表规定,该尾矿库安全监测等级为Ⅰ
级。
(1)位移监测
东侧、南侧、北侧坝体位移监测点布置在标高 780m、790m、800m、
位移 124 个监测点,内部位移 42 个监测点。
西侧位移监测点布置在标高 820m、830m 和 840.00m,间距 300m。
运行期监测点共计表面位移 21 个监测点,内部位移 6 个监测点。
观测设施包括观测标点和测量基点。
观测标点:布置在可控制主要变形情况的断面,如最大坝高断面、
工程地质变化较大地段。
观测时间:当坝体水平、垂直变形量已基本稳定后(变化有规律)
可减为每季两次;当遇有地震、暴雨或久雨、库水位超过最高水位、渗
透情况严重、变形量显著增大时应增加测次。
(2)堆积坝坡比监测
东侧、南侧、北侧坝体堆积坝坡比监测点布置在标高 780m、790m、
西侧位移监测点布置在标高 820m、830m 和 840.00m,间距 100m。
监测横剖面布置在尾矿坝最大坝高处及堆积坝外坡最大坡度地段。
(3)浸润线监测
东侧、南侧、北侧坝体浸润线监测孔布置在标高 800m、820m 和
浸润线监测孔埋深 25m,标高 840.00m 浸润线监测孔埋深 30m。运行期
监测点共计 17 条监测横剖面,51 个监测点。
西侧坝体浸润线监测孔布置在标高 830m 和 840m,浸润线观测孔采
用 DN50mm 钢管制作,监测孔埋深 20m。运行期监测点共计 7 条监测横剖
面,14 个监测点。
(4)库水位监测
在回水浮船附近围堤适当位置设置水位标尺,标尺刻度要求清晰醒
目,应标注实际标高,便于观测和记录。
(5)干滩监测
包括滩顶标高、干滩长度、沉积滩坡度的监测。
(1)坝体位移在线监测,采用 GPS 法和自动型全站扫描仪极坐标
差分法结合。
(2)浸润线监测点的渗流压力监测采用振弦式或光纤光栅式渗压
计。
(3)尾矿库滩顶高程及库水位的监测,可采用激光式测距仪及静
压式液位计,测量误差应小于 20mm。
(4)流量监测采用电磁流量计、超声流量计。
(5)降雨量监测采用在线式降雨量测量传感器,例如容栅式、振
弦式。
(6)库水位监测:采用雷达水位计。
电视监控系统可以给企业领导及生产管理人员提供直观真实的安
全生产情况,以实现实时调度、指挥生产、提高安全生产保障的力度及
效率,是企业管理的有力工具。
设计拟于尾矿坝、库水位标尺、排洪设施进出口等处设置 IP 监控
摄像机,接入临近网络交换机,通过企业信息网络将视频信号送至尾矿
库管理站。
设于无照明区域的监控点配备辅助照明灯,改善夜间监控效果。
尾矿库安全运行在线监测系统由监测点传感器、数据传输网络监测
管理站三层构成。通过因特网将监测管理站内信息送至全矿信息管理系
统,为高效、科学、优化的现代化管理创造条件。三层结构具体内容如
下:
(1)监测点传感器。用于监测浸润线的渗压计、排渗管流量计、
库水位、千滩高程物位计、降雨量计等,
(2)数据传输网络。含数据采集模块、电缆集线箱、调制解调仪、
光纤分线盒、无线信号收发装置等。本项目所用各种监测装置信号均可
接入,例如:光纤光栅式、振弦式、全站仪、GPS、4?20mA 输出制表。
(3)监测管理站。包括数据采集设备、数据库服务器、监控站、
WEB 服务器、视频监控终端等。监测管理软件对采集到的实时数据、历
史数据进行自动解算、智能分析,分析坝体的结构健康状态,评估结构
的可靠性,对异常参数进行报警,为尾矿库的管理与维护等提供依据。
尾矿库安全监测系统实现的主要功能包含:
(1)数据自动采集:利用传感器技术、信号传输技术,从宏观、微
观相结合的全方位角度,来监测影响尾矿库及坝体安全的各种关键技术
指标,保证数据的实时性及有效性。
(2)现场网络通讯及远程通讯:实现数据传输。
(3)数据存储及处理分析、综合预警功能:记录历史、现有的数据,
分析未来的走势。针对尾矿库运行中的各项指标集中分析,提供历史数
据查询及多个安全指标数据对比的功能,依托智能的软件系统建立分析
预警模型。实现与短消息平台结合,当发生异常时,及时自动发布短消
息到矿方管理人员,以便辅助企业及政府决策,提升尾矿库安全保障水
平,尽快启动相应的预案,有效防范和遏制重特大事故发生。
(4)防雷及抗干扰功能。
(5)数据备份、掉电保护、自诊断、故障显示等功能。
尾矿库应每天进行日常巡查,大雨或暴雨期间应在现场实时巡查,
人工安全监测设施安装初期应每半个月监测 1 次,6 个月后应每月监测
不少于 1 次。遇下列情况之一时,应增加监测次数:
(1)汛期;
(2)地震、连续多日下雨、暴雨、台风后;
(3)尾矿库安全状况处于蓝色预警、黄色预警、橙色预警、红色
预警期间;
(4)排洪设施、坝体除险加固施工前后;
(5)其他影响尾矿库安全运行情形。
(1)尾矿库处于正常状态时,在线安全监测频率为 1 次/10min~1
次/24h;
(2)尾矿库安全状况处于非正常状态时,在线安全监测频率为 1
次/5min~1 次/30min。
尾矿库在线安全监测和人工安全监测的监测成果应定期进行对比
分析。每年应进行一次专门数据分析,下列情况下应增加专门数据分析:
(1)尾矿库竣工验收时;
(2)尾矿库安全现状评价时;
(3)尾矿库闭库时;
(4)出现异常或险情状态时。
(1)位移阈值
表 5.8.10-1 尾矿坝位移预警阈值
尾矿坝位移预警项目 黄色预警 橙色预警 红色预警
监测点位移变化量 正常运行值的 1.3 倍 正常运行值的 2 倍 正常运行值的 3 倍
同级子坝相邻位移点
正常运行值的 1.3 倍 正常运行值的 2 倍 正常运行值的 3 倍
的位移速率
尾矿坝位移量和位移变化速率的正常运营值需使用单位根据尾矿
坝运行一定时间后的监测成果统计确定。
(2)浸润线埋深阈值
① 东侧坝体浸润线阈值
蓝色预警值:浸润线埋深 11.5m。
黄色预警值:浸润线埋深 11.0m。
橙色预警值:浸润线埋深 10.5m。
红色预警值:浸润线埋深 9.6m。
② 南、北侧坝体浸润线阈值
蓝色预警值:浸润线埋深 8.7m。
黄色预警值:浸润线埋深 8.3m。
橙色预警值:浸润线埋深 8.0m。
红色预警值:浸润线埋深 7.2m。
③ 西侧侧坝体浸润线阈值
蓝色预警值:浸润线埋深 15.8m。
黄色预警值:浸润线埋深 15.2m。
橙色预警值:浸润线埋深 14.5m。
红色预警值:浸润线埋深 13.2m。
(4)降雨量阈值
表 5.8.10-2 降水量预警阈值
预警分级 预警阈值
蓝色预警 6h 内降雨量 23.33mm
黄色预警 6h 内降雨量 25mm
橙色预警 6h 内降雨量 87.50mm
红色预警 6h 内降雨量 93.64mm
(4)干滩长度、库水位
① 干滩长度预警值:
蓝色预警值:干滩长度 300m。
黄色预警值:干滩长度 250m。
橙色预警值:干滩长度 200m。
红色预警值:干滩长度 125m。
② 库内水位:正常运行水位低于滩顶标高 2.4m,洪水期最高洪水
位低于滩顶 1m。
目前隔膜泵存在运行稳定性差,维修量大的缺陷。经过改造后采用
多级渣浆泵串联的方式进行高浓度尾矿输送,扩容后需新增
Q345BΦ480×16mm 无缝钢管,管长 1600m。
隔膜泵站地面标高约 809.80m,排放点标高 810.00-840.00m,原设
计自然高差为 0(30)m。现用管道型号为 Q345BΦ480×16mm 无缝钢管
(外径 480mm,壁厚 16mm,内径 448mm),一期和二期泵站分别布设一
条管路,扩容后单管道长度约 5000m。
尾矿输送扬程计算公式如下:
Hk=Hγk+LIk+hj+hn+hy
式中:Hk——压力输送所需扬程;
H——输送自然高差,m;
γk——尾矿浆容重,t/m3;
L——扬送距离,m;
Ik——输送矿浆坡降;
hj——输送尾矿浆局部损失,m;
hn——泵站内损失,m;
hy——剩余压头,m;
表 5.9.1.1
一、二期高浓度尾矿输送扬程表
名称 单位 一期总管路 二期总管路
排尾干矿量 t/d 43481 45144
尾矿比重 2.70 2.70
输送浓度 % 60-66 60-66
矿浆容重 t/m 1.607-1.711 1.607-1.711
矿浆流量 m /h 1604.31-1878.81 1665.67-1950.67
选择管径 mm 448.00 448.00
工作流速 m/s 2.85-3.34 2.96-3.47
沿程水力损失 mH2O/m 0.0190 0.0190
管线长度 m 5000 5000
起点标高 m 810 810
终点标高 m 810(840) 810(840)
几何高差 m 0(30) 0(30)
计算扬程 m 111(159-162) 111(159-162)
注:沿程损失是根据已有工程实际运行参数进行反推取得。
深锥浓密机底流 60-66%的尾矿浆,一期和二期高浓度输送系统各 8
台 350ZJ-100-DCD-AZT 型(Q=1150-1400m3/h,H=100m,n=900r/min,
N=900Kw,变频电机)渣浆泵,两两串联(4 用 4 备,初期单级泵输送,
后期串联扬送),4 台渣浆泵布置在深锥底部,4 台布置在原隔膜泵站,
扬送至尾矿库堆存。
两台泵串联的扬程大于计算扬程可满足加高后高浓度尾矿浆输送
的要求。
尾矿回水分为坝下回水和库内浮船回水两部分。
(1)坝下回水
二期尾矿库初期坝下设置 1 座回水泵站,泵站内配 5 台 D450-60×5
型回水泵。由于库内浮船回水和坝体渗水量的减少,目前正常工况下仅
使用 1 台,设备参数 Q=450m3/h,H=300m,P=500Kw,回水管为 DN500mm
钢管(直埋),管长 L=5000m,正常工况下坝下回水量每天运行 8-10
小时,大部分尾矿库回水采用浮船回水。
(2)库内浮船回水
库内现有两座回水浮船均位于原二期尾矿库库尾澄清水域,本次设
计将一座回水浮船泵站改造后作为西侧坝体下游集水池回水使用。在库
内新增加一座回水浮船泵站,作为尾矿库回水设施使用。回水浮船内配
备 3 台回水泵,设备参数 Q=275m3/h,H=70m,P=500Kw,回水管为 DN450mm
钢管(直埋),管长 L=3050m。
为保证夜间和不良天气条件下的正常生产运行,在主、副坝侧应设
置探照灯,且每侧坝体应设探照灯不少于 3 组,照明范围应覆盖尾矿库
干滩区。
在二期尾矿库加高扩容工程周围建设环尾矿库应急管理道路兼做
日常管理道路,路宽 8-10m,与现有通往尾矿库道路相连。尾矿库为平
地型,四面筑坝,每侧坝体坡面马道平台及坝顶均作为应急管理道路兼
做日常管理道路,坡面每级马道平台间均设置连通路,使每侧坝体的联
络道路均能连通至坝顶,以保证每侧坝体均能满足应急抢险时通行和运
送应急物资需求。
环尾矿库应急道路采用厂外辅助道路标准,设计行车速度:15km/h;
停车视距:15m;最大纵坡:9%;最小圆曲线半径:15m;最小竖曲线半
径:250m。采用碎石路面,路面结构层:50mm 厚砂砾磨耗层、200mm 厚级
配碎石面层。
为了便于生产管理,在总调度室、尾矿库值班室(无人机房)、浮
船泵站及坝下回水泵房设立专门的值班室分别装有无线固定电话,并给
尾矿操作人员、管理人员配备移动电话和无线对讲机并确保畅通,以便
及时与厂部取得联系。
乌山尾矿库日常运行管理已配备尾矿库运行车间科级管理人员、专
职技术人员、巡坝工、回水泵工等,满足管理要求,本次加高扩容工程
不再新增加尾矿库安全管理人员。
企业应制定应急预案,定期演练。对库区作业人员进行安全教育培训,
了解尾矿库失事的危害性;尾矿库库区已设有警报器及应急广播设备,并
根据警报信号做出相应的响应。
根据尾矿总体处置方案,从扩容工程投入生产的第 3 年末尾矿库开
始闭库设计,闭库预计采用干式闭库。
尾矿库闭库需要在安全评价的基础上单独进行闭库设计,本阶段给
出初步方案如下:
尾矿堆坝外坡以及库内滩面需要进行复垦,并通过实验找到合适的
复垦方案。初步考虑初期复垦时采用 2m×2m 网格状植草形式,采用生
物土、包衣种子及砂面 PEG(聚乙烯醇)喷洒技术,先使砂地表面形成
网格状植被,网格内随枯落物积聚及砂性改良,逐渐增加覆盖度,种植
几季牧草压青后,即可实现畜牧业复垦或农业复垦。
利用尾矿或者当地土石料将尾矿库库内填平并形成 1%坡度,由库区
中部坡向尾矿堆积坝顶。同时对参照堆积坝下游坡坡面复垦方案对滩面
进行复垦并适当增设坡面排水系统,坡面排水系统可参照尾矿堆积坝面
排水系统。
加高扩容后尾矿库总坝高 124m,总库容 30392 万 m3,属于二等库。
尾矿库由中国黄金集团内蒙古矿业有限公司负责管理,矿区紧邻尾矿库,
尾矿库在二期尾矿库西南侧设置专门的管理站,配置办公、生活等设施
和通讯调度电话,用于保证尾矿库日常安全管理需要;同时还设置了无
人机巡检、无人机红外热成像、轨道式边坡雷达预警系统以及在线监测
系统有效提升了尾矿库事故灾害的预警能力。二期尾矿库加高扩容工程
正式建设后,企业必须从勘察、设计、施工、监理、管理等各个环节高
度重视尾矿库的安全管理,全面严格执行《尾矿库安全监督管理规定》
和《尾矿库安全规程》GB39496-2020 相关要求,据此建立健全管理机构
和体系,确保尾矿设施安全运行。尾矿库现场安全管理人员必须经过尾
矿库专业知识培训,取得上岗证后才能持证上岗从事管理工作。
主要负责人是乌山铜钼矿安全生产的第一责任人,对安全生产工作
全面负责。主要负责人必须接受政府安全生产管理部门组织的企业安全
生产管理知识培训,并取得合格证书,持证上岗。
中国黄金集团内蒙古矿业有限公司乌努格吐山铜钼矿成立以主要
负责人为主任的公司安全生产委员会。公司设立健康安全环保部,作为
安全生产管理机构,负责管理全公司的安全生产、环境保护和职业健康
工作。为进一步落实安全生产责任,专门成立尾矿库管理委员会,下设
健康安全环保科负责尾矿库运行车间、尾矿制备车间安全管理、环境保
护和职业健康工作;尾矿库运行车间具体负责尾矿库的日常管理。
企业主要负责人和各级安全生产管理人员必须按照国家有关规定
进行安全生产培训,经培训单位考核合格并取得安全资格证书后方可任
职,且每年参加安全生产再培训。
(1)安全生产职责
① 贯彻落实国家、地方政府和上级公司安全生产相关法律法规和
要求,组织制定矿安全生产规章制度。
② 组织制定安全生产年度工作安排和长远规划并组织实施。
③ 保证安全生产投入的有效实施。
④ 严格落实新建、改建、扩建项目“三同时”管理,负责参与或
组织项目安全设施设计审查、竣工验收、试车投产工作。
⑤ 负责组织矿定期安全大检查及专项检查工作,研究重大安全隐
患的处理方案。
⑥ 负责建立健全乌山铜钼矿应急救援体系,组织应急救援预案制
定演练、评估和修订,并按要求配备应急救援物资和装备。
⑦ 负责突发安全事故应急处置,发现重大事故隐患和险情要及时
向公司和有关安全生产监督管理部门报告,紧急情况下,应报请当地人
民政府及有关部门给予协助。
⑧ 研究乌山铜钼矿安全方面的其它重大问题及应采取的措施。
(2)乌山铜钼矿健康安全环保部安全生产职责
① 认真贯彻执行国家及上级安全生产方针政策、法律法规,具体
负责全矿的安全生产工作。
② 负责对职工进行安全思想和安全技术知识的教育,严格按要求
开展新上岗职工安全培训和年度安全再培训;严格特种作业人员安全培
训管理,做到持证上岗。
③ 组织制订、修订本矿安全生产管理制度和安全技术规程,编制
安全技术措施计划,提出安全技术措施方案,并检查执行情况。
④ 组织参加安全大检查,贯彻事故隐患整改制度,协助和监督有
关部门对查出的隐患制订防患措施,检查隐患整改工作。
⑤ 参加新建、改建、扩建及大修项目的设计审查、竣工验收、试
车投产工作,使其符合安全技术要求。
⑥ 深入现场检查,解决有关安全问题,纠正违章指挥、违章作业,
遇有危及安全生产的紧急情况,有权责令其停止作业,并立即报告有关
领导。
⑦ 负责各类事故的汇总统计上报工作,并建立、健全事故档案按
规定参加事故的调查处理工作。
⑧ 负责各部门、班组的安全考核评比工作,总结交流安全生产先
进经验,积极推广安全生产科研成果、先进技术及现代安全管理方法。
⑨ 检查督促有关部门做好安全装备的维护保养和管理工作,并建
立健全安全卫生管理网,指导基层安全生产工作,加强安全生产基础建
设,定期召开安全生产专题会议,不断提高基层安全员的技术素质。
⑨ 具体负责应急救援体系管理,组织应急救援预案制定、演练评
估和修订。
(3)乌山铜钼矿尾矿库管理委员会安全生产职责
① 贯彻落实国家、地方政府和上级公司安全生产相关法律法规和
要求,组织制定安全生产规章制度。
② 编制尾矿库管理委员会安全工作年度计划和长远规划并组织实
施。
③ 保证安全生产投入的有效实施。
④ 严格落实新建、改建、扩建项目“三同时”管理,参与项目安
全设施设计审查、竣工验收、试车投产工作。
⑤ 负责组织安全生产检查及专项检查工作。
⑥ 建立健全尾矿库管理委员会应急救援体系,负责参与或组织应
急预案制定演练、评估和修订,并按要求配备应急救援物资和装备。
⑦ 负责尾矿库管理委员会和尾矿库现场应急处置工作,发现重大
事故隐患和险情及时向乌山铜钼矿、集团、上级单位和有关安全生产监
督管理部门报告,紧急情况下,应报请当地人民政府及有关部门给予协
助。
(4)乌山铜钼矿尾矿库管理委员会健康安全环保科室安全生产职
责
① 负责尾矿库有关法律法规、国家和行业标准、地方政府法规、
标准的识别、获取和贯彻,制定、修订安全管理制度和安全操作规程并
监督检查执行情况。
② 负责组织厂级安全隐患排查治理,并对检查出的隐患进行督促
整改。
③ 组织或参与危险性较大作业施工安全措施的制定和监督实施。
④ 具体做好所负责危险作业项目的审批、交底、管理工作。
⑤ 负责对全厂职业危害因素进行监测,定期对车间粉尘浓度、噪
音进行监测,并做好记录。
⑥ 组织或参与新建、改建、扩建项目安全管理制度、安全操作规
程的制定和落实。
⑦ 负责组织本单位职工和外委单位安全培训教育。
⑧ 落实尾矿库应急救援体系管理,配合完成应急救援预案制定、
演练、评估和修订。
⑨ 监督检查劳动保护用品的发放、佩戴和使用情况。
(5)尾矿库运行车间安全生产职责
① 认真贯彻上级下达的各项指令和任务。
② 建立健全尾矿设施安全管理工作制度。
③ 编制年度、季度作业计划,统筹安排和实施尾矿输送、放矿筑
坝、排洪等的管理工作。
④ 严格按照相关规范、规定及设计文件的要求,做好尾矿库放矿
防汛度汛、抗震等日常安全生产管理。
⑤ 做好日常巡检和观测,并进行及时、全面的记录,发现不安全
隐患时,应立即采取应急措施并及时向上级报告。
乌山尾矿库日常运行管理已配备尾矿库运行车间科级管理人员、专
职技术人员、巡坝工、回水泵工等,满足管理要求。
根据《生产经营单位安全培训规定》,尾矿库的管理人员必须持证
上岗,企业应做好岗前教育,对从事尾矿库作业的尾矿工进行上岗前专
门的作业培训,并监督其取得特种作业人员操作资格证书方能上岗。企
业要经常性的组织安全管理人员进行安全教育,教育形式为:企业设定
安全生产月(国务院规定每年 6 月份为全国安全生产月)、安全活动日、
班前班后会、组织安全会议、做好广播或板报宣传工作、召开事故现场
会等。
为了提高职工的安全生产意识,普及安全生产知识,掌握安全操作
技术和执行安全生产法规的自觉性,企业应建立安全生产教育、培训和
考核制度。
目前,企业对职工进行安全教育、培训的形式主要有:
(1) 组织专门的安全教育培训班。
(2) 班前班后交待安全注意事项,讲评安全生产情况,
(3) 施工和检修前进行安全技术措施交底。
(4) 各级负责人员和安全人员进行现场安全宣传教育
(5) 组织安全技术知识讲座、竞赛。
(6) 召开事故分析会,分析事故发生的原因、责任、教训等,进行
实例教育。
(7) 组织安全技术交流,安全生产先进展览,张贴宣传画、标语设
置警示标志,利用广播、电视、电影、录相等方式进行安全教育。
(8) 安全技术部门召开安全例会、专题会、表彰会、座谈会或采用
安全信息、简报通报等形式总结、评比安全生产工作,达到教育的目的。
对一般职工进行安全教育培训的主要阶段是入矿时专门的安全教
育和日常的安全教育。目前,普遍采用三级安全教育包括:
(1) 入矿教育:新入矿的工人或调工作的工人以及在矿实习的人员
在分配到具体工作岗位前,必须接受初步的安全教育。教育内容主要有:
矿山安全生产的方针和基本法规、矿山安全的特殊性、本矿安全生产的
一般状况、危险地点介绍;入矿安全须知和预防事故的基本知识及一般
的安全知识等。
(2) 车间教育:新工人或调动工作的工人在接受完入矿教育后,分
配到车间时所接受的教育主要内容包括:本车间安全生产情况、劳动纪
律和生产规则、安全规章制度、安全注意事项、车间的危险区域、尘毒
危害情况等。
(3) 岗位教育:指新工人或调动工作的工人到达岗位开始工作前,
在班组所接受的安全教育。主要内容有:班组安全生产概况、工作性质
和职责范围、机械设备的安全操作方法、各种防护设施的性能和作用、
工作地点可能出现的不安全因素和事故的预防及控制方法、发生事故时
的安全撤退路线和紧急救灾措施、个体防护用具的使用方法等在教育时
间上,新入矿的工人与实习人员接受安全培训时间不得少于 72 学时,
每年接受再培训的时间不得少于 20 学时。各阶段教育结束后都要进行
考试。考试不合格者,可允许补考一次,补考合格者,才允许进入下一
程序。
(1)尾矿库运行过程中,必须按设计和有关技术规定认真做好放
矿及坝面的维护管理工作。
(2)尾矿坝滩顶标高,必须满足防汛要求,确保足够的安全超高。
(3)库内严禁滥挖尾砂、爆破等危害尾矿库安全的活动。
(4)坝面及坝顶不得建设设计中没有的其它任何设施。
(5)建立健全巡坝护坝制度。
(6)尾矿库建成投产试运行正常后,应按照有关规定进行安全验
收评价,对尾矿库工程进行竣工验收。
(7)每年洪水期和化冰期后,应进行一次全面检查和分析,列出
维修项目和补充措施项目,安排维修计划,要求按时完成。
(8)平时巡回检查发现的问题,应及时处理,如填补塌坑、冲沟,
修补排水设施,清除排水设施内的淤积物等。
(9)建设单位应制定尾矿库生产安全事故应急预案,并每年汛期
前进行一次演练,总结经验,提高应急救援水平。并根据实际情况补充
和完善预案。
(10)尾矿库满库前,应进行闭库设计,当需要扩建或新建尾矿库
接续生产时,应根据建设周期提前制定扩建或新建尾矿库的规划设计工
作,确保新老库使用的衔接。
(1)尾矿库正常运行后,应对坝体进行定期的检查,其内容包括:
坝体轮廓尺寸、变形、裂隙、滑坡和渗漏等。
(2)巡回检查是及时发现尾矿库异常情况的重要途径,应纳入尾
矿库管理人员的岗位责任制。巡回检查的内容包括:尾矿坝坝体边坡有
无变形和异常;排水构筑物是否畅通;水质有无异常变化;回水的水质
是否符合要求等。如发现异常,应及时处理;如不能处理,应立即上报,
以便及时采取措施。
(3)尾矿库应设昼夜值班人员,尤其是在汛期应有值班人员巡视,
发现问题及时处理。尾矿库附近应准备一定数量的防汛器材。
(4)加强日常(特别是汛期)排水构筑物的清理与维护,应保证
其正常运行。排水构筑物运行管理中应引起企业的高度重视、重点监控
和维护。对排洪构筑物状况应进行经常性检查,严防水面杂物漂浮,发
现诸如变形、裂缝、淤堵、损毁等问题时,及时查明原因,及时妥善处
理,确保其畅通无阻。
(5)尾矿库应设有值班室,且配备通讯设备。
(6)对排水设施,要派专人负责仔细检查,发现问题及时解决,
以防溃坝重大事故发生。
(7)库区应设明显的水位标尺。依据排矿现状确定安全防洪措施,
严格控制尾矿滩面的坡比,留有足够的调洪库容确保坝体安全度讯。
(8)任何单位和个人不得在库区从事采矿作业。严禁在库区爆破、
滥挖尾矿等危害尾矿库安全的活动。
(9)在工程建设、运行期间,对相关地质灾害进行监测,做到及
时发现,及时处理,有效地保护工程及其设施的安全。
(10)建设过程中要注意环境的保护,尽量降低人为活动对地质环
境的改变。
(11)尾矿水流经回水设施后泵送至选厂,确保废水不外排。
(12)尾矿库在正常使用过程中,必须保证尾矿坝安全超高满足
规范要求。
(13)降雨时,坝面出现冲沟、裂缝、塌坑和滑坡等现象时,应
及时妥善处理。
(14)对尾矿库滩面应采取喷淋等降尘、防尘措施。
(15)洪水过后应对坝体和排洪构筑物进行全面认真的检查与清
理,发现问题及时修复,同时,采取措施降低库内水位,防止连续降雨
后发生溃坝事故。
(16)经常检查电气设备(含照明设施)及线路,保证其完好。
(17)必须保证排水、排洪系统的完好,并应严格按设计要求施
工。
(18)尾矿库回水设施周围设置醒目的警示标志及可靠的防护设
施,库区周围也要设置醒目的警示标志。
(19)设备裸露的转动部位应设置防护罩。
(20)按规定向职工发放符合要求的劳动防护用品。
(21)为职工配备防暑降温、防寒用品。
(22)建立尾矿库工程档案,特别是隐蔽工程的档案,并长期保
管。
(23)制定完善应急救援预案,做好汛期前的防汛工作,洪水过
后应对坝体和排洪构筑物进行全面认真的检查和清理。
(24)尾矿库运行过程中,企业应加强尾矿坝的安全检查等安全
管理,避免坝体出现裂缝、滑坡等安全隐患。
(25)企业应按设计规定规模进行尾砂排放,不应超规模排放。
(26)库区应设有满足夜间作业要求的照明设施。
(1)尾矿排放管理
尾矿库运行过程中,应严格执行坝前均匀分散放矿制度,保持库内
滩面均匀上升,防止偏滩影响坝体稳定和防洪。尾矿库放矿形成的沉积
滩坡度不应小于 0.8%。放矿支管应伸入库内,远离坝体内坡面,以免冲
刷坝坡。
(2)筑坝及坝坡维护管理
每期子坝的施工均由专业施工队伍完成。施工时前应做好碾压筑坝
试验和有关材料的检验工作,施工时严格控制坝坡比、顶宽、坝体高度
及坝体堆筑各项指标。同时,随着坝体的升高应及时按设计修建坝面排
水沟等。此外,还应经常对坝体进行巡视和检查,一经发现有坝面雨水
冲沟,应及时修复。
(3)坝体监测
尾矿库日常运行过程中,应定期监测坝体位移、浸润线埋深、干滩
长度、防洪高度、沉积滩坡比等监测指标,汛期还要监测降雨量,并记
录在案,形成台账。
(1)库水位干滩控制
尾矿库正常干滩长度不小于 300m,库水位至滩顶高差不小于 2.4m,
沉积滩坡度不小于 0.8%,上述指标必须满足。
(2)排水系统安全检查
尾矿库汛期运行时,应经常巡视检查排水设施,对可能导致排水设
施淤堵的树枝、乱石和不稳定边坡应提前清除或治理;一旦发现淤堵应
及时清理,时刻保持排水设施通畅。
(3)防洪管理原则
尾矿库运行过程中,应坚持以下原则对尾矿库进行有效的管理:
① 在满足回水水质和水量要求前提下尽量降低库内水位。
② 当回水与尾矿库安全对滩长和超高的要求有矛盾时,必须保证
尾矿库安全。
③ 选厂的排尾粒度、浓度必须满足本设计中的指标要求。当尾矿
粒度变细、矿浆浓度降低影响尾矿放矿、沉积、筑坝时,必须服从安全
要求,调整生产工艺。
④ 尾矿库水边线与坝轴线基本保持平行。不得因回水需要,擅自
抬高库水位、缩小干滩长度。
矿山应根据《金属非金属露天矿山安全标准化规范导则》
(AQ/T2050.1-2016)建立健全尾矿库安全标准化系统,通过标准化管
理来降低生产安全事故风险。对日常尾矿库工作进行危险源辨识和风险
评估,并根据评估内容进行尾矿库整改和维护,做好人员的培训等工作。
该矿已经与新巴尔虎右旗矿山救护队签订了矿山救护协议。在发生
意外安全生产事故,由上述专业救护组织实施救援,企业配合救护行动。
企业现有挖掘机 2 台、装载机 2 台、汽车 5 台,并常备土工布、废
石等材料,上述设备和材料可以满足尾矿库抢险救援需要。
(1)应急物资
尾矿库应急常备物资:编织袋、土工布、铁锹、洋镐、铁丝、大锤、
钳子、强光手电、木板、报警器、应急灯、无线对讲机等。坝区值班室
常备一般救援物资,由单位指定专人负责看管,并做好应急物资的维护
保养和相关记录工作。
(2)应急救援装备
公司配备抢险所需的自卸车、铲运机、交通车、救护车辆、小车及
其他应急资源。
按照《尾矿库安全规程》GB39496-2020 以及《尾矿库安全监督管理
规定》要求,企业应当建立健全尾矿库生产安全事故应急工作责任制和
应急管理规章制度,实施 24 小时监测监控和值班值守,并针对可能发
生的溃坝、漫顶、排洪设施损毁等生产安全事故和影响尾矿库运行的洪
水、山体滑坡、地震等重大险情制定并及时修订应急救援预案,配备必
要的应急救援器材、设备,放置在便于应急时使用的地方。
为了控制事故蔓延扩大,减少人员伤亡和财产损失,规范安全生产
事故的应急管理和应急响应程序,明确职责,积极有效地实施应急救援
工作,提高矿山防御重、特大事故的能力,及时消除、消减、控制事故
(事件)所带来的人身伤亡、财产损失,维护广大职工群众的生命安全,
矿山应根据《中华人民共和国安全生产法》《中华人民共和国矿山安全
法》和《中华人民共和国突发事件应对法》等法律法规的要求,结合矿
山生产实际,成立矿山应急管理机构,设立应急指挥中心和应急办公室,
并按照“以人为本,安全第一;统一领导、层层负责;预防为主、平战结
合;采集信息、科学决策”的工作原则,公司应重新制定矿山应急救援
预案,预案体系包括:综合预案、专项预案和现场处置方案。
应急救援指挥中心由一把手全面负责协调、指挥,设备部、公司办
公室、安全环保等部门领导协助工作,并组织专家组对事故状态及时准
确地做出判断,以便在发生事故后各部门可以各司其职、有条不紊的开
展事故救援,最大限度的减少事故损失,恢复生产。
尾矿库应急救援预案种类包括:
(1) 尾矿坝溃坝;
(2) 坝坡深层滑动:
(3) 洪水漫顶;
(4) 水位超警戒线;
(5) 排洪设施损毁;
(6) 排洪系统堵塞:
(7) 发生暴雨、山洪、泥石流、山体滑坡、地震等灾害。
应急救援预案内容包括:
(1) 应急机构的组成和职责;
(2) 应急救援预案体系;
(3) 尾矿库风险描述;
(4) 预警及信息报告;
(5) 应急响应与应急通信保障;
(6) 抢险救援的人员、资金、物资准备;
(7) 应急救援预案管理。
应急救援预案实施的保障措施:
(1) 技术保障;
(2) 资金保障;
(3) 交通保障;
(4) 救援物资保障上。
应急救援预案演练应包括:
(1) 报警程序;
(2) 应急预案启动;
(3) 现场应急救援。现场应急救援包括:
① 现场应急救援指挥;
② 应急人员进场;
③ 应急物资进入;
④ 处理方案实施;
⑤ 紧急工作撤离;
⑥ 应急扩大。
(4) 应急预案关闭。
后期处置包括:
(1) 现场清理;
(2) 生产、生活设施恢复;
(3) 善后处理;
(4) 事故调查;
(5) 总结评审。
根据尾矿库可能发生的险情,对具体的救援预案做如下设计:
(1) 生产经营单位应成立专门的尾矿库管理人员组,包括技术员和
普通工人。技术人员应具有尾矿库管理相关经验,负责尾矿库的管理、
生产调度和任务分配等管理工作,并按照有关规定配备应急救援人员、
装备,开展培训、演练,做到反应快捷,常备不懈,并与有关单位签订
协议,必要时,调动其参加救援。
(2)在尾矿库管理站等处设置生产调度电话,并配备无线通讯工具,
使通信可靠性得到保障。
(3)生产经营单位应预备救援预案专项资金,用于救援人员调度物
资储备和预案演练等。
(4)生产经营单位应同当地人民政府建立联动工作机制,对尾矿库
可能存在的危害性、预防知识和紧急情况下避险知识进行宣传,通过多
种形式和渠道,告知尾矿库事故可能危及区域的群众;雨季前,应对尾
矿库进行一次全面检查,消除事故隐患;雨季期间,加强对尾矿库的日
常检查,同时与气象部门保持经常联系,及时掌握气象信息。
(5)生产经营单位应在库区设置探照灯、水位标尺、库区水位报警
器等设施,并在应急物资库预备若千的土工布及编织袋等必要的抢险物
资,同时要求在尾矿库实施 24 小时监测监控和值班值守。
(6)当尾矿库进入预警状态时,应立即报告安全生产监督管理部门、
当地政府和设计单位,并立即组织救援人员加强对尾矿库排洪系统、堆
积坝坡和库周环境等的巡视,及时发现并排除险情:并用尾砂充填土工
布袋,用其修建应急防洪子堤;并可采取紧急开设坝肩溢洪道等措施以
保证防洪安全;当进入警戒状态时,组织尾矿坝下游可能影响范围内人
员疏散转移,提前撤离至安全地点,尽量防止事故扩大避免人员伤亡。
尾矿库异常迹象时的处理措施见下表:
表 6.1.4 尾矿库异常迹象及处理措施
迹象 原因 处理措施
坡脚隆起 坡脚基础变形 先降库水位,再设坡脚压重平台
先降库水位,加长沉积滩,采取降低浸
浸润线过高
坝坡渗水及 润线措施(如加强排渗设施)
沼泽化 尾矿颗粒分级效果差,尾矿固结性 及时调整磨矿粒度,加强坝前尾砂排渗,
差 保证堆坝区域尾砂质量
先降库水位,在冒砂处铺反滤土工布,
坝坡或坝基
渗流失稳 再压上粗砂、碎石、块石反滤层,设导
冒砂
渗沟,必要时加坝体排渗设施
坝坡向下游 基础强度不够 先降库水位,坝坡脚压重加固基础
位移或沿坝
轴向裂缝 边坡剪切失稳 先降库水位,再降低浸润线或加固边坡
先降低控制水位,改造排洪设施,增大
洪水位过高 调洪库容小或泄水能力小
泄水能力或利用后期排洪设施截洪
排水井倾斜
基础强度不够 修建临时排洪设施,再封堵排水井
或坍塌
监测数据无
监测设备损坏 及时检修监测设备,加强人工监测
法显示
生产经营单位应每三年进行一次应急救援预案评估,有下列情形之
一的,应及时修订预案:
(1)制定预案所依据的法律、法规、规章、标准发生重大变化;
(2)应急指挥机构及其职责发生调整;
(3)尾矿库生产运行面临的潜在风险发生重大变化;
(4)重要应急资源发生重大变化;
(5)在预案演练或者应急救援中发现需要修订预案的重大问题;
(6)其他应修订的情形。
企业应设置尾矿库应急物资库,储备满足预案要求的应急救援器材、
设备和物资,并定期进行检查、维保及更新补充
根据制定的应急计划,企业平时安排人员培训和演练,各部门从业
人员都负有事故应急救援的责任,是应急救援的骨干力量担负着事故的
应急救援及处理工作。每年公司应组织定期或不定期的预案演练和相关
知识的理论学习,使每位员工熟悉应急救援的程序、救援方法和措施,
增强自我防范的意识。从实战角度出发,切实提高应急救援能力,应急
组织机构定期组织综合性应急处置演练。每次演练应按应急救援的要求,
制定详细的演练计划,确定演练的时间、地点、人员、设备、资金等。
参加人员严格按照实战的标准进行,整个演练过程做到事前有计划,事
后有总结、讲评、记录。演练地点应选择安全可靠的地方,避免因演练
时造成的意外。企业每年汛前应至少进行一次应急救援演练,并长期保
存演练方案、记录和总结评估报告等资料。
本次加高扩容设计尾矿库运行管理的主要控制指标如下:
(1)汛前干滩长度:不小于 300m;
(2)坝体控制浸润线埋深。
表 6.2 控制浸润线埋深
滩顶标高 控制浸润线埋深(m)
(m) 东侧 南侧 北侧 西侧
(西侧 9.6 7.2 7.2
(3)沉积滩坡度:不小于 0.008;
(4)安全超高:2.4m;
(5)库内正常水位:低于滩顶 2.4m;
(6)堆积坝平均外坡坡比:1:4.0。
本次尾矿库加高扩容项目主要筑坝、检修和维修时的施工机械,施
工机械有自卸汽车、推土机或装载机等。施工机械节能措施为:
(1) 减少汽车运输距离和爬坡频率;
(2) 作业安排在白天,减少夜班作业;
(3) 规划筑坝顺序,减少尾矿库筑坝区来回倒运。
次要的机械设备为尾矿输送渣浆泵、库区浮船回水和坝下回水中的
回水泵,渣浆泵和回水泵均选用变频电机。
(1)减少入场雨水;
(2)在工艺可行的前提下,加大回水利用率;
(3)尾矿表面采取降尘等措施,有效抑制扬尘;
(4)施工弃、排土均设有临时排土场,排土全部用于尾矿库运行
期间覆盖、子坝填筑和闭库覆盖。
(1)《中华人民共和国环境保护法》(中华人民共和国主席令第 9
号,2015 年 1 月 1 日起施行);
(2)《中华人民共和国水污染防治法》(中华人民共和国主席令
第 87 号,2018 年 1 月 1 日);
(3)《中华人民共和国大气污染防治法》(中华人民共和国主席
令第 31 号,2016 年 1 月 1 日);
(4)《中华人民共和国固体废物污染环境防治法》(2016 年 11 月
(5)《中华人民共和国环境噪声污染防治法》(2018 年 12 月 29
日修改);
(6)《中华人民共和国环境影响评价法》(第十三届全国人民代
表大会常务委员会第七次会议重新修订,2018 年 12 月 29 日施行);
(7)《建设项目环境保护管理条例》(中华人民共和国国务院令
第 682 号,2017 年 10 月 1 日)。
(1)《地下水质量标准》(GB/T14848-2017);
(2)《环境空气质量标准》(GB3095-2012);
(3)《大气污染物综合排放标准》(GB16297-1996);
(4)《一般工业固体废物贮存和填埋污染控制标准》(GB18599-
(5)《地表水环境质量标准》(GB3838-2002);
(6)《污水综合排放标准》(GB 8978-1996)。
尾矿库的主要环境问题有四个方面,一是尾矿库建设对区域生态环
境的改变,尾矿库建设不可避免的要占用土地,减少植被,从而改变现
有生态环境。二是尾矿库使用时干坡段暴露在大气中,尾矿粉尘对大气
环境的影响。三是尾矿库底渗漏水对地下水水质、水位的影响。四是尾
矿库排水对地表水的影响。
本项目的主要污染物有废渣、废水和粉尘。主要处理措施有以下几
种:
(1)设计采用了规范规定防洪标准的上限作为本次设计的防洪标
准。后期子坝采用中线式废石筑坝,只要项目建设及投入使用后能够按
设计要求实施,尾矿库就不会出现溃坝事故。
(2)尾矿库使用过程中,尤其是汛期,应加强对尾矿库的防洪疏
浚管理,防止发生排水设施堵塞,影响尾矿库的防洪能力。
尾矿库建设运行过程中需要筑坝,修建排水设施等,不可避免破坏
植被、改变生态环境,给生态环境带来一定的影响,应设法使其影响程
度最小化。具体可采取以下措施:
(1)尾矿库运行过程中应及时做好坝坡覆土植被绿化工作。
(2)对已经堆筑完成的尾矿面应及时覆土植被,未堆筑完成的尾
矿面采取洒水喷淋、覆土或防砂网覆盖,可有效降低粉尘量。
(3)尾矿库停用后应做闭库设计并按闭库设计内容对库区进行绿
化复垦。
该矿为正在运行的矿山,已经建立了安全环保机构,该项目建设完
成投入试运行前,企业还应根据该项目的环境检测需要完善环保机构,
配备能够满足项目检测需要的设备,针对该尾矿库建立环境检测与监管
的责任制度。
本项目中,检测重点是尾矿库下游河流水质和周边粉尘浓度。
(1)《开发建设项目水土保持方案管理办法》(水利部、国家计
委、国家环保局、水保1994513 号);
(2)《水土保持生态环境监测网络管理办法》(2000 年 1 月 31 日
水利部令第 12 号公布 根据 2014 年 8 月 19 日《水利部关于废止和修改
部分规章的决定》修改);
(3)《水土保持监测技术规程》(SL277—2002);
(4)《开发建设项目水土保持方案编报审批管理规定》(中华人
民共和国水利部令第 24 号修改,2005 年 7 月 8 日);
(5)《中华人民共和国水土保持法实施条例》(中华人民共和国
国务院令第 588 号修改,2011 年 1 月 8 日);
(6)《中华人民共和国水土保持法》(中华人民共和国主席令第
(7)《开发建设项目水土保持方案技术规范》(GB50433—2008);
(8)《水土保持综合治理技术规范》(GB/T16453—2008)。
该尾矿库地貌上属于低山丘陵区,山势平缓、地形开阔。区内均为
草地,水土保持现状较好,属于生态一般区。
在尾矿库施工期和生产运行期都可能存在水土流失的情况。在施工
期,建设坝体和排洪设施的水土流失主要发生在基础开挖和弃渣场。在
生产运行期,水土流失主要发生在开挖后临空面水力侵蚀和尾矿面的风
力侵蚀。
在尾矿库基建期和生产运行期,若采用适当的水土保持措施将会大
大减少水土流失量。
预防和治理水土流失,保护和合理利用水土资源,可减少水、旱、
风沙灾害,改善生态环境,发展生产,提高生活质量。
针对尾矿库在施工时期和生产运行时期产生的水土流失特点,选择
合适的水土保持措施并加以落实:
(1)基建期水保措施
① 施工期场区和坝体清表土集中堆放在场区附近的排土场,并进
行修坡、平整和植草,做为封场的料源。
② 压坡体地基开挖料应集中暂存至库区附近的排土场内,用于尾
矿填筑时掺合料。
(2)运行期水保措施
① 尾矿库坝坡采用碎石护坡措施防止冲刷,避免产生水土流失。
②对场区周边的山体稳定安全采取有效工程措施,在尾矿库堆积边
界以上范围做好植被保护,防止水土流失和泥石流的产生。
③ 加强汛期尾矿库的监测和管理,避免因尾矿库水位骤升骤降而
影响山体和坝体的自身稳定。
④ 确保尾矿库坝体和排洪设施构筑物的安全,这是尾矿库最重要
的水土保持工程。
本次尾矿库扩容工程占地 69.6 公顷。
本次尾矿库扩容是在原尾矿库的基础上进行加高库容,需新征地
物保护对象,无集中式水源地等特殊保护对象,区域内及附近无军事设
施等保密单位,无军事国防通讯设施及其他通讯设施等敏感目标。
本次设计对原尾矿库进行扩建,可重复利用已有的基础设施,降低
建设投资、减少用地规模。尾矿库闭库后可进行复垦。
项目不涉及移民安置。
本投资概算是根据有色工业工程建设概预算编制办法进行编制,投
资范围包含南北主坝、西侧坝、排水沟、排洪设施、坝肩排水沟、坝下
集水池、浮船泵站等及相应的工程建设其他费、预备费、建设期利息。
本工程固定资产投资为 167212.00 万元,其中工程费用 138811.85 万元,
其他费用 28400.15 万元(含征地 9427.09 万元)。
生产期投入主要包含南北主坝、西侧坝、排水设施、人工监测设施
和在线监测设施、北坝帷幕灌浆等设施共计 127660.00 万元。
本概算不含铺底流动资金。
按费用构成划分的投资分类表见表 11.1。
表 11.1 按费用构成划分的投资分类表
序号 项目名称 价值(万元) 占投资额
(1)设备购置:主要设备采用厂家询价,运杂费按设备原价的 8%
计算。
(2)建筑工程: 尾矿工程参照《有色金属工业尾矿工程预算定额》
(尾矿工程)及《费用定额》(2019 版);
(3)安装工程:根据有色金属工业工程建设定额指标,以及本工
程项目的实际情况拟定安装系数进行计算。
(1)工程建设其他费用依据 2019 版《有色金属工业工程建设其他
费用定额》;
(2)设计费参考国家计委、建设部计价格[2002]10 号文计取;
(3)工程监理费参考国家发改委、建设部发改价格2007670 号文
计列;
(4)工程造价咨询服务费(含编制施工图预算、施工阶段全过程
造价管理、工程结算审核等)按工程费用的 0.7%计算。
(1)基本预备费取工程费用和工程建设其他费用之和(不含已发
生的费用)的 7%;
(2)根据计投资【1999】1340 号文,未计取价差预备费。
全部自筹。
根据原国家计委计建设【1996】1154 号文件的规定,按流动资金总
量的 30%作为铺底流动资金列入总投资中。
本工程在生产企业未计取铺底流动资金。
(1)综合概算表 见表 11.3-1;
(2)工程建设其他费表 见表 11.3-2;
(3)尾矿工程及费用表 见表 11.3-3;
(4)浮船泵站设备及安装费用表 见表 11.3-4;
(5)生产期费用表 建表 11.3-5.
表 11.3-1 综合概算表
概 算 价 值(万元) 占投
序
工程或费用名称
号 安装工
建筑工程 设备购置 其他费用 总价值 资额
程
总 概 算 值 137596.27 1111.80 103.78 28400.15 167212.00 100%
Ⅰ 尾矿工程费用 137596.27 1111.80 103.78 138811.85 83.02%
Ⅱ 工程建设其他费用 18077.77 18077.77 10.81%
Ⅲ 预备费 10322.38 10322.38 6.17%
表 11.3-2 工程建设其他费表
序号 工程或费用名称 价值(万元) 备 注
Ⅱ 工程建设其他费用 18077.77
序号 工程或费用名称 价值(万元) 备 注
价值
序号 工程或费用名称 备 注
(万元)
Ⅱ 工程建设其他费用 25027.00
序号 工程或费用名称 价值(万元) 备 注
表 11.3-3 尾矿工程及费用表
概 算 价 值 (元)
序号 定额号 工程或费用名称 单位 数量
单 价 其中工资 总 价 其中工资
概 算 价 值 (元)
序号 定额号 工程或费用名称 单位 数量
单 价 其中工资 总 价 其中工资
排水圆管(预制承插式钢筋混凝土管,
内径 1.2m×10mm)
概 算 价 值 (元)
序号 定额号 工程或费用名称 单位 数量
单 价 其中工资 总 价 其中工资
概 算 价 值 (元)
序号 定额号 工程或费用名称 单位 数量
单 价 其中工资 总 价 其中工资
概算值 1375962745
表 11.3-4 浮船泵站设备及安装费用表
重量(吨) 单位价值(元) 总价值(元)
序号 定额号 设备及安装工程名称 单位 数量 单位 安装工程 安装工程
总重量 设 备 设 备
重量 总计 其中工资 总计 其中工资
小计 10200000
运杂费 8% 816000
安装费 6% 612000 183600
备品备件 1% 102000
综合取费 安装×9%+人工×201.9% 425768
合计 11118000 1037768
概算值 12155768
表 11.3-5 生产期费用表
单 概 算 价 值 (元)
序号 工程或费用名称 数量
位 单价 总价
生产期费用
生产期工程价值 1276597963
表 12.1 综合技术经济指标
序号 名称 单位 指标 备注
×104m3 2020
(1)计算期:建设期 5 个月,服务期 3.5a;
(2)折旧:固定资产折旧按直线法计提。地面部分房产、构建筑
物折旧年限 4 年,机器设备折旧年限 4 年;
(3)摊销费:本次设计建设投资形成无形资产、其他资产摊销年
限按 4 年计算。
据以上基础数据,估算项目稳产年总成本费用 79037 万元/a,其中
年折旧费 37284 万元/a,年摊销费 4519 万元/a,维持运营投资年折旧
费 37234 万元/a。单位尾矿量成本费用 26.99 元/t。
(1)在生产运行过程中建议尾矿坝堆至 825m 标高时,对坝体进行
全面的工程地质和水文地质勘察,查明堆积坝的地层和冰夹层的确切情
况,并经过稳定性论证,确定该尾矿库的坝体现状稳定性和是否具备下
一级坝体的加高条件,确保工程安全。
(2)浸润线是尾矿坝安全的生命线,东侧坝体控制浸润线埋深确
定为 9.6m;南、北侧坝体控制浸润线埋深确定为 7.2m;西侧坝体标高
线埋深确定为 6m。在尾矿库运行期应加强观测,并确保排渗系统运行的
可靠性,提高坝体的安全性。
(1)设计委托书;
(2)营业执照;
(3)采矿许可证;
(4)二期尾矿库安全生产许可证;
(5)项目备案告知书;
(6)用地规划选址意见;
(7)二期尾矿库安全设施设计批复文件;
(8)安全现状评价报告(封皮、盖章页);
(9)排洪系量检测报告;
(10) 排水涵管封堵质量检测报告。
(2)尾矿库周边环境图;
(3)尾矿库现状图;
(4)尾矿库加高扩容工程平面布置图;
(5)扩容后西侧坝体剖面图 1-1;
(6)扩容后西侧坝体剖面图 2-2;
(7)扩容后北侧坝体剖面图 1-1;
(8)扩容后北侧坝体剖面图 2-2;
(9)扩容后南侧坝体剖面图 1-1;
(10)扩容后南侧坝体剖面图 2-2;
(11)扩容后东侧坝体剖面图 1-1;
(12)扩容后东侧坝体剖面图 2-2;
(13)扩容后东侧坝体剖面图 3-3;
(14)二期尾矿库尾矿坝原设计典型剖面图;
(15)西侧坝体分期筑坝示意图;
(16)东、南及北侧坝体分期筑坝示意图;
(17)排水设施平面布置图;
(18)排水设施剖面图;
(19)现状二期尾矿库第三套排水设施结构图;
(20)现状二期尾矿库第三套排水系统纵断面图;
(21)坝高-库容曲线图;
(22)尾矿库监测设施布置图;
(23)排水沟、监测设施剖面图。
