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7尾矿

第七章尾矿

7.1设计原则

（1）认真贯彻安全第一，预防为主的精神；采用切实可行的技术措施控制工程隐患，把好“设计”质量关，从源头上控制安全事故的发生。

（2）在技术可行的前提下，力求使方案具有可能的经济合理性。

（3）设计方案具有较高可靠性、实用性和可操作性。

（4）认真贯彻国家有关农田复垦、节约能源、节约水资源及环境保护等项方针、政策。

（5）立足现在，着眼未来；即要充分考虑资金的分期投入，又要兼顾企业的未来发展，为企业的发展留有余地。

（6）采用现代企业用工制度，合理设置管理机构。

7.2编制依据

7.2.1有关法令法规及标准

（1）《尾矿库安全监督管理规定》国家安全生产监督管理总局令第38号；

（2）《选矿厂尾矿设施设计规范》ZBJ1-90；

（3）《尾矿库安全技术规程》；

（4）《碾压式土石坝设计规范》（SL274-2001）；

（5）《一般工业固体废弃物贮存、处置场污染控制标准》（GB18599-2001）；

7.2.2气象资料

（1）最高气温：

42.1℃。

（2）最低气温：

-17.6℃。

（3）平均气温：

12.6℃。

（4）年平均降水量647.8mm。

（5）最大降水量622.1mm，

（6）年平均相对湿度68%。

（7）主导风向：

西北风，最大风速18.6m/s。

（8）冻土层深：

2.5m。

（9）矿区抗震设防烈度为VII度。

7.2.3水文资料

《河南省暴雨洪水图集》；

7.2.4地形资料

委托方提供的1/50000地形图。

7.2.5选矿工艺资料及尾矿特性

该项目选矿工艺为：

硫化矿粗细分别浮选+重选预选抛尾+氧化矿浮选+磁选。

选矿设计工艺资料及尾矿特性如下：

（1）选矿规模：

前期1～19年660×104t/a（原矿处理量），19年以后990×104t/a；

（2）设计服务年限：

42a；

（3）工作制度：

330d/a，3班/d，8h/班；

（4）矿石比重：

2.77；

（5）选矿厂排出尾矿情况见下表

选矿厂排出尾矿特性表

表7.2-1

尾矿类别

尾矿特性

硫化矿粗细分别浮选及重选预选流程

氧化矿浮选及磁选流程

①粗粒精选尾矿

②细粒精选尾矿

③重选预选抛尾

④细粒硫化矿脱泥

⑤氧化矿浮选及磁选

干矿量（t/d）

374.24

388.2

8800

800

9416

尾矿浆浓度（%）

14.82

18.99

26.37

1.32

21.67

尾矿粒度

-400目占95%

小于0.03mm

-200目占75%

小于0.01mm

-200目占75%

7.3尾矿处置方案

根据选矿厂排出尾矿性质，该项目的尾矿处置方案采用湿式排放方案。

鉴于细粒硫化矿脱泥后的尾矿④的浓度过低，为了提高输送及回水效率，设计对该部分尾矿进行厂前浓缩。

其它尾矿中①、②的浓度虽然略低，但矿量小、水量不大；尾矿③、⑤数量大，但浓度较高；因此，为了节省占地，设计尾矿①、②、③、⑤不再浓缩，合并后直接排至尾矿库净化。

由于目前尚无尾矿④沉降实验报告，设计参照“粒硫化矿”沉降特性及其它资料，初步选择4台Φ100m浓密机将该尾矿浓缩至底流浓度5%。

7.4库址方案选择

7.4.1尾矿排放量

按照本次设计条件，该项目建成后的19a内，选矿厂生产规模为660×104t/a，干尾矿排放量为19778.44t/d（652.69×104t/a），总尾矿量为12401.08×104t，其有效容积为9185.99×104m3（干密度1.35t/m3）。

19a后，选矿厂生产能力扩建到990×104t/a，干尾矿排放量为29667.66t/d（979.03×104t/a），剩余服务年限（23a）的尾矿排放量为22517.69×104t，有效容积为16679.77×104m3。

故设计服务年限内，排放尾矿所需有效库容为25865.76×104m3,所需总库容约为30430.31×104m3（库容利用系数0.85）。

7.4.2厂址方案与对应的库址方案

本报告选择的两个厂址方案进行比较，分别是：

干沟厂址和洛河厂址方案。

因此，尾矿库选址围绕上述厂址方案进行。

由于干沟以东的“范家岭”一带为拟建洛河水利枢纽规划区，故尾矿库址只能在洛河流域“范家岭”下游区域进行选址。

根据目前所掌握资料，该矿区附近（方圆7-8km）范围内，可选尾矿库址有：

洛河南岸的壕坪沟和洛河北岸的干沟、丰台沟。

上述库址概况如下：

7.4.2.1洛河厂址——壕坪沟库址

壕坪沟为桐木沟上段的沟岔，库址的海拔高度为770m～1235m。

坝址以上沟谷全长约4.9km,集雨面积6.6km2,河槽底坡约为4.24%，底宽40-50m，沟谷两侧山坡陡峭，植被良好，自然高度达200m左右。

该库址内有34户居民（127人），其下游2.5km内约有52户居民（180人），共需搬迁约86户。

库区河槽底部有少量耕地，山坡上均为林地。

该库址地形条件较好，库容可达到34000×104m3，满足设计库容要求，并有一定富余。

鉴于该库址相距洛河厂址较近（4.5km），故设计将其作为洛河厂址的库址方案。

7.4.2.2干沟厂址——干沟库址接续丰台沟库址

（1）干沟库址

干沟是洛河北岸一条南北走向的狭长沟谷，海拔高度700m～1430m。

河谷底宽约20-30m，沟谷两侧山坡陡峭，山体高度达150m左右。

干沟库址和干沟厂址均位于该沟谷内，其库址位于选厂下游，两者首尾相邻。

该库址的沟谷内只有少量耕地，山坡均为林地。

库区及沟口附近有93户居民，搬迁工作量较大。

尾矿坝址以上的沟谷全长6.1km，河槽底坡约为12%，集雨面积为11.5km2，尾矿库的设计库容为6850×104m3，可供20000t/d的矿山服务12.04年（库容利用系数0.85）。

（2）丰台沟接续库址

丰台沟位于干沟厂址东侧，两者沟口相距约5km，中间有4条沟谷相隔。

沟尾仅一岭之隔，相距约2km。

丰台沟也是一条狭长沟谷，海拔高度750m-1525m，沟谷全长约9km，河槽坡度8%-10%。

两侧山体高度200m左右。

库区集雨面积为14.6km2。

设计总库容为24500×104m3（＞30430.31×104m3-6850×104m3=23580.31×104m3），有效库容约20825×104m3（库容利用系数0.85），满足尾矿储存要求。

该库区底部有少量耕地和零星的居民。

库外沟口处有较多居民居住，合计需搬迁居民51户。

通过上述描述，不难发现：

干沟、丰台沟地形条件相对较差，其库容均不能满足设计尾矿量的蓄存要求，需联合运行方可满足设计要求；且搬迁工程量较大。

尽管如此，对于干沟厂址而言，选择干沟库址接续其它库址仍然是合理的。

因为：

（1）干沟库址建设，基本可消耗干沟厂址建设场地平整所产生的600-700万方废石；

（2）干沟库址距离干沟厂址最近，选厂建成后投入运行前10年尾矿输送可以自流，运行成本低；（3）10年后，干沟库址可预留部分库容，用以蓄存细粒硫化矿脱泥后的尾矿④，减少该部分尾矿及尾矿水长途往返输送产生的费用。

经过比较，并兼顾2012年1月3日《厂址方案审查会议纪要》精神意见，本报告中将干沟库址接续丰台沟库址作为干沟厂址尾矿库址方案。

同时，根据厂址方案比较结果，将该方案作为本报告的推荐方案。

7.4.3库址设计方案概况

库址方案设计概况如下表7-4-1。

库址方案设计概况表

表7.4-1

序号

项目

干沟厂址方案

洛河厂址方案

（I）干沟库址

（II）丰台沟接续库址

（III）壕坪沟库址

一

尾矿库

1

库容量

6846万m3

24465万m3

34000万m3

3

尾矿坝

总高160m

总高270m

总高280m

4

初期坝

堆石坝，H=120m,L=340m

堆石坝，H=110m,L=260m

堆石坝，H=90m,L=315m

5

后期坝堆高

40m

160m

180m

6

库区排水设施

6.1

拦洪坝

浆砌石重力坝2座，高15m、20m

浆砌石重力坝2座，高15m、20m

（临时拦洪坝）堆石坝，H=20m,L=110m

6.2

排洪隧洞

4m×4m分洪隧洞，L=910m；

4.6m×4.6m，L=2430m

b×h=3.0m×3.0m,L=2440m；

2.8m×3m，L=1030m

2m×2m，L=500m

2.2m×2.2m,L=1380m;

2.5m×2.6m,L=2500m

2.5m×2.8m，L=3320m；2.5m×2.5m，L=1140m

6.3

竖井

φ3m，总深度120m

φ4.6m，H=25m；φ2.5m，H=270m；

φ2.0m，H=400m；

6.4

排水井

5座，φ4m，H=28m

5座φ4m，H=25m；4座φ3.5m，H=30m；

10座，φ4m，H=26m。

二

尾矿输送

自流

压力扬送，扬程-11～128m

压力扬送，扬程253～476m

1

尾矿管

φ630×20，L=3×4500m；φ480×14，L=2×4500m

增加φ630×20，L=3×6700m；

φ480×18，L=5×6700m=33500m；

2

尾矿泵站

1座，6台（4用2备）300ZS-100（Q=1785m3/h，H=60m，560KW/6000）

1座，LSGB600/480（N=1120KW）型水隔离泵10台（2台备用）

库址方案设计概况表

续表7.4-1

序号

项目

干沟厂址方案

洛河厂址方案

（I）干沟库址

（II）丰台沟接续库址

（III）壕坪沟库址

2

尾矿泵站

1座，6台（4用2备）300ZS-100（Q=1785m3/h，H=60m，560KW/6000）

1座，LSGB600/480（N=1120KW）型水隔离泵10台（2台备用）

3

事故泵站

1座，LSGB500/350型立式水隔离泵（N=710KW）2台，事故池5000m3。

三

尾矿库回水

1

泵站

2座，设备：

（Q=2592m3/h，H=115m，N=1000KW）8台（备用4台）；

增加设备：

MD85-67x4（Q=85m3/h，H=268m，N=110KW）型水泵

1座，设备：

HS500-400-950A（Q=2866m3/h，H=133.6m，N=1250KW）2台（备用1台）

2

管道

φ720×14钢管，L=5200m

增加φ720×14钢管，L=5600m

φ720×14焊接钢管，全长4800m；

四

搬迁与占地

搬迁93户，占用林地151km2，其中耕地2km2

搬迁77户，占用林地325km2,其中耕地4km2

搬迁86户，占用林地323km2，其中耕地11km2

注：

本表中尾矿输送及回水按660万t/a生产规模计算，另外各个库址的厂前浓密与回水方案一致，见后。

7.5干沟尾矿库

7.5.1库容计算

干沟库容计算表

表7.5-1

标高

面积

平均面积

高差

库容增量

累计库容

（m）

（m2）

（m2）

（m）

（m3）

（m3）

760

0

0

800

109000

54500

40

2180000

2180000

860

483000

296000

60

17760000

19940000

880

657000

570000

20

11400000

31340000

900

893000

775000

20

15500000

46840000

920

1269000

1081000

20

21620000

68460000

7.5.2设计标准

该尾矿库总坝高160m，总库容6846×104m3。

根据现行设计规范，其按坝高确定的等别为二等，按库容确定的等别为三等。

因此尾矿库的设计等别为二等库。

按规范，二等库的设计洪水重现期为：

初期100～200年，中后期500～1000年。

本设计防洪标准按规范上限确定，即:

初期200年、中后期1000年。

7.5.3水文计算

7.5.3.1暴雨参数

根据《河南省暴雨洪水图集》查得项目所在地水文分区为IV区，其暴雨量及暴雨变差系数，并进一步计算得到设计频率的暴雨指数如下表。

暴雨量统计及暴雨指数计算表

表7-5-2

T（h）

1/6

1

6

24

Ht（mm）

15

34

50

80

CV

0.39

0.5

0.57

0.53

KP

P=0.5%

2.482

3.054

3.448

3.22

HP（mm）

37.23

103.836

172.4

257.6

lgHP

1.571

2.016

2.237

2.411

n

0.428

0.717

0.710

n

0.415

0.710

0.715

Kp

P=0.1%

2.968

3.787

4.364

4.029

Hp（mm）

44.52

128.758

218.2

322.32

lgHP

1.649

2.110

2.339

2.508

n

0.407

0.706

0.719

7.5.3.2设计洪水

设计洪水采用水科院推理公式计算。

计算过程按《河南省暴雨洪水图集》所给诺模图查算。

鉴于尾矿库集雨面积较大，尾矿库的防洪采用库外分洪与库区排洪相结合的方式。

即：

在库区主沟和东侧次沟尾部设立分洪区1、2，其对应的集雨面积分别为3.89、1.62km2，库区集雨面积减小至5.99km2。

由各个区域的地形参数查得汇流参数m、k如下表。

水文计算地形参数表

表7.5-3

　项目

区域

集雨

面积

河道

长度

河道

坡度

地形特征

汇流

参数

θ/m

k

km2

km

J

θ=L/（F1/4J1/3）

m

库区

5.99

5.02

0.13

6.37

0.82

7.77

3.42

分洪区1

3.89

3.23

0.17

4.15

0.65

6.38

2.76

分洪区2

1.62

1.93

0.23

2.80

0.50

5.60

2.38

由《河南省暴雨洪水图集》诺模图查算出设计洪峰流量如下表。

洪峰流量计算表

表7-5-4

项目　

区域

洪水频率

q

Q

τ

P

（m3/s）

（m3/s）

（h）

库区

0.50%

28.2

168.91

0.97

0.1%

36.5

218.63

0.91

分洪区1

0.1%

39.6

154.04

0.74

分洪区2

0.1%

42.2

68.36

0.65

设计洪水总流量按公式

计算。

式中：

为径流系数，取0.85。

求得库区设计洪水总量为：

P=0.5%时，W24,0.5%=131.16×104m3；P=0.1%时，W24,0.1%=164.11×104m3。

7.5.3.3调洪演算

尾矿库的调洪演算按公式

估算。

计算结果如下表：

调洪演算表

表7-5-5

P

洪峰流量

洪水总量

调洪库容

调洪后流量

（%）

（m3/s）

（104m3）

（104m3）

（m3/s）

0.5

168.918

131.16

100

40.13

0.1

218.635

164.11

130

45.44

7.5.4尾矿初期坝

尾矿初期坝设在沟口上游约1.7km处，坝型为透水堆石坝。

初期坝顶标高为880m，坝高120m，坝长340m；坝顶宽度8m，内外坡比均为1:

2。

初期坝内坡设土工布反滤层。

同时坝体内外边坡均采用干砌石护坡。

初期坝的筑坝石料为选矿工业场地开挖的废石。

初期坝下库容3134×104m3，其有效库容约为2663×104m3，可供选矿厂服务5.5年。

7.5.5尾矿堆积坝

尾矿堆积坝采用上游筑坝法堆筑，最终堆积标高为920m，最大堆高为40m。

尾矿堆积坝平均坡比为1:

4.5，坝体最大上升速率8-10m/a。

7.5.6尾矿库防洪设施

7.5.6.1防洪设施形式及布置方式

（1）分洪设施

尾矿库的防洪设施由库外分洪设施和库区排水设施构成。

其中分洪设施分别设在库区尾部的主沟和东侧沟岔上游，分别形成1、2两个分洪区。

两个分洪区的防洪设施均由浆砌石重力式拦洪坝和混凝土或钢筋混凝土衬砌的半圆拱直墙式分洪隧洞构成。

其中：

主沟（分洪区1）的拦洪坝顶标高940m，坝高20m，分洪隧洞通往西侧邻沟，断面为3.6m×3.6m，全长910m；次沟（分洪区2）的拦洪坝顶标高935m，坝高15m，分洪隧洞通往东侧邻沟，隧洞断面为2.8m×3.0m，全长1030m。

（2）库区排水设施

库区排水采用排水井、洞形式。

排水井5座，均为框架式排水井，排水井内径4m，井高均为28m；排水隧洞设在库区西侧山体中，净断面尺寸2.5m×2.6m，全长2500m。

库区排水隧洞出口位于坝下，出口处设4m×2.5m钢筋混凝土溢洪道，全长50m；同时设钢筋混凝土消力池1座。

受库区排水隧洞与排水井标高限制，部分排水井需通过竖井与主隧洞连接，因此需另设φ3.0m的排水竖井，总深度160m。

为了满足排洪能力，所有隧洞及竖井均采用混凝土衬砌。

7.5.6.2防洪设施排洪能力

（1）分洪区1排洪能力

鉴于拦洪坝形成的调洪库容很小，为安全起见，分洪设施不做调洪演算，排洪能力按洪峰流量设计。

其设计排泄流量应不小于Q=154.04+53.55=207.59m3/s。

该排洪设施排洪能力计算如下表。

分洪1排洪能力计算表

表7.5-6

公式:

Q=μFx（2gHz）^0.5

μ=1/（1+ΣλL/D×f32+Σζ）^0.5

编号

项目

单位

数量

备注

1

隧洞宽度b

m

3.6

2

隧洞高度

m

3.6

3

隧洞出口断面面积Fx

m2

11.567

半圆拱直墙隧洞

4

隧洞湿周χ

m

12.852

5

隧洞水力半径R

m

0.900

6

隧洞等效直径D

m

3.600

7

排水隧洞糙率n

0.015

8

排水隧洞谢才系数C

65.506

C=1/n×R1/6

9

排水隧洞λ

0.018

λ=8g/C2

10

排水隧洞长度L

m

910

洞岔以下主隧洞长度

11

排水隧洞f3

1.000

出口断面积与计算管段面积比

12

隧洞λL/Df32

4.623

13

Σξ

1.000

14

1/μ

2.574

15

μ

0.389

16

上游水位标高H1

m

940.00

17

排水管出口中心标高H2

m

875.00

18

压力水头HZ

m

65.000

19

流量Q

m3/s

160.52

（2）分洪区2的排洪能力

分洪2排洪能力计算表

表7.5-7

公式:

Q=μFx（2gHz）^0.5

μ=1/（1+ΣλL/D×f32+Σζ）^0.5

编号

项目

单位

数量

备注

1

隧洞宽度b

m

2.8

2

隧洞高度

m

3

3

隧洞出口断面面积Fx

m2

7.557

半圆拱直墙隧洞

4

隧洞湿周χ

m

10.396

5

隧洞水力半径R

m

0.727

6

隧洞等效直径D

m

2.908

7

排水隧洞糙率n

0.015

8

排水隧洞谢才系数C

63.216

C=1/n×R1/6

9

排水隧洞λ

0.020

λ=8g/C2

10

排水隧洞长度L

m

1030

洞岔以下主隧洞长度

11

排水隧洞f3

1.000

出口断面积与计算管段面积比

12

隧洞λL/Df32

6.957

13

Σξ

1.000

14

1/μ

2.993

15

μ

0.334

16

上游水位标高H1

m

940.000

17

排水管出口中心标高H2

m

900.000

18

压力水头HZ

m

40.000

19

流量Q

m3/s

70.750

　大于68.36m3/s，满足要求

（3）库区排洪能力

库区隧洞按无压流设计，其过流能力按明渠均匀流计算。

计算结果如下表。

库区排洪能力计算表

表7.5-8

隧洞（b×h=2.5m×2.6m）过流能力核算

项目

单位

数量

备注

管道糙率n

0.014

隧洞宽度B

m

2.5

直墙高度h

m

1.35

过流深度H

m

1.7

直墙以上水深

m

0.35

SIN（θ）

0.28

θ

弧度

0.284

圆心角2θ

弧度

0.568

过水弧长

m

0.709

过流面积F

m2

3.818

湿周χ

5.909

水力半径R

0.646

谢才系数C

66.414

隧洞坡度I

0.05

过流量Q

45.583

大于45.44m3/s，满足要求

（4）结论

计算表明，尾矿库防洪设施的排洪能力均满足泄洪要求。

7.5.7尾矿输送

7.5.7.1水力计算

按照尾矿的处置方式，粗粒精选尾矿①、细粒精选尾矿②、重选预选抛尾③、氧化矿浮选及磁选尾矿⑤在厂区合并后统一输送。

细粒硫化矿脱泥④经过浓缩后独立输送。

其矿浆水力输送计算如下表。

尾矿①②③⑤合并后的浆流量计算表

表7.5-9

干尾矿矿量

矿石比重

水固比

Qmin

Q

Qmax

t/h

rg

m

m3/h

m3/h

m3/h

790.768

2.770

3.289

2597.456

2886.062

3174.668

尾矿④浓缩后的浆流量计算表

表7.5-10

干尾矿矿量

矿石比重

水固比

Qmin

Q

Qmax

t/h

rg

m

m3/h

m3/h

m3/h

33.333

2.770

19.000

580.830

645.367

709.904

临界管径计算表

表7.5-11

①②③⑤合并后的输送临界管径计算表

项目

Dl

β

Cd

计算流量Qk

设计流量

单管流量

（m）

（m3/h）

符号

数值（m3/h）

（m3/h）

数量

0.526

1.041

30.407

1325.393

QMIN

2649.405

1324.7024

数量

0.552

1.041

30.407