铅锌矿尾矿库工程地质勘察报告（38页）.doc

1、目 录1、前 言11.1工程概况11.2勘察目的任务和技术要求21.3勘察依据及执行的技术规范标准41.4勘察工作布置41.5勘察工作方法及完成工作量51.6勘察质量评述62、场地工程地质水文地质条件62.1工程地质条件62.2水文地质条件132.3不良地质作用142.4场地与地基地震效应153、尾矿库扩容工程地质水文地质条件153.1库区工程地质条件153.2库区水文地质条件153.3扩容后库岸边坡稳定性分析与评价153.4扩容后库区渗漏评价163.5库区周边环境及尾矿库建设对环境影响初步评价164、尾矿坝稳定性分析与评价174.1尾矿坝工程地质条件174.2加高坝址区坝肩边坡稳定性分析与评

2、价174.3尾矿坝渗漏分析184.4尾矿坝渗透稳定性分析与评价184.5尾矿坝静力稳定性分析与评价215、副坝工程地质条件分析与评价225.1坝体工程地质条件225.2浸润线分析与评价235.3现状稳定性分析与评价235.4尾矿库加高扩容后稳定性分析与评价246、截渗坝工程地质条件分析与评价246.1坝址工程地质条件246.2渗漏稳定性分析与评价246.3坝肩边坡稳定性分析与评价256.4截渗坝场地稳定性与适宜性评价257、新建排洪系统工程地质条件分析与评价257.1隧洞沿线工程地质条件257.2隧洞进出口段稳定性分析评价267.3洞身围岩稳定性分析评价277.4施工方法及支护型式的建议277

3、.5场地稳定性与适宜性评价288、天然建筑材料289、结论及建议2810、尾矿坝现状及加高扩容后稳定性计算书30附 图 表序号附图表名称张数说明1岩芯照片2张2勘察任务书1份3原位测试试验成果表2张4钻孔注（压）水试验成果表2张5勘探点平面位置图1张1:10006工程地质剖面图7张1:100-1:25001:100-1:10007钻孔柱状图10张1:100-1:3508坝轴渗透剖面图2张1:100-1:1501:100-1:2509隧洞推测剖面图1张1:25001:100010工程地质图1张1:100011土工试验结果报告3张12岩石试验结果报告4张13水质分析试验结果报告3张14土腐蚀性分析

4、试验结果报告2张1、前 言1.1工程概况江西铜业集团xx矿业有限公司铅锌矿位于江西省宜春市上高县城南西194方位直距9km处，属上高县芦州乡管辖，矿区地理坐标：东经11452301145500，北纬280900281050。新余火车站有准轨铁路专用线通入矿区，由新余火车站抵矿区66Km，新余站与浙赣铁路相衔接。由新余站东抵南昌市160km，在向圹站与京九铁路相接；西至湖南株洲车站270km，与京广铁路相接。矿区有公路通入上高县城，接320国道东行高安抵南昌市125km，南行而迄新余市60km，北行到宜丰、铜鼓等县，西行经大广高速接沪昆高速公路经宜春抵湖南长沙300km,矿区交通位置图详见图1-

5、1。现有铅锌矿尾矿库作为选矿厂配套尾矿设施，位于选矿厂东面山谷中。最初尾矿库于1990年建成投入使用，随着矿山规模扩大，尾矿库库容不能满足选矿厂排放尾矿的要求，为了解决尾矿无处可排的实际生产问题，在1998年xx铅锌矿委托马鞍山矿山研究院在最初尾矿库下游200m沟口处设计新建尾矿坝，同时设计新建尾矿库排洪系统，设计新建尾矿库将最初尾矿库全部包含在内，新建尾矿库设计总库容达310万m3（含最初尾矿库库容117万m3），初期坝坝高25m，尾矿坝总坝高48m，尾矿最终堆积标高173m，为山谷型四等库，即为目前正在使用的xx铅锌矿现有尾矿库。至2012年6月底，现有尾矿库堆积子坝标高已达到171.50

6、m，距最终堆积标高仅差1.5m，仅剩余42万m3库容，按照目前生产规模，尾矿库生产服务年限仅为34年，按2005年第3期扩圈开采境界计算，约有130万m3尾矿无处可排，为了保证矿山长期稳定生产，必须尽快解决后续尾矿的堆存问题。本次设计在现有尾矿堆积坝上采用采场废石上游法加高筑坝，将尾矿坝从 173m标高加高至184m标高，新增尾矿库使用高度11m，新增总库容165.98万m3，新增有效库容132.78万m3，按照选矿厂12.6万m3/a尾矿排放量，尾矿堆积干容重按1.39t/m3，在保证选矿规模不变的情况下，尾矿库扩容后可供选矿厂继续使用10年左右。尾矿库扩容后的总库容为新增库容165.98万

7、m3,加上原有310万m3，合计为475.98万m3，尾矿坝最终坝顶标高为184m，总坝高为59m，按照规范规定尾矿库为四等库。现将尾矿库各部位设计概况分述如下: 尾矿坝现有尾矿库初期坝采用透水堆石坝坝型，坝顶标高150m，坝轴线长70.9m，坝高25m，坝顶宽4m，上下游坝坡均为1:2.0；尾矿库后期采用尾矿上游法堆坝，尾矿堆积坝外坡1:5.0，尾矿坝原设计最终堆积标高173m。至2012年6月底，尾矿库堆积子坝已堆至171.50m标高，与最终堆积标高173m的高差仅有1.5m，剩余库容42万m3，按照目前生产规模，尾矿库生产服务年限仅为34年。现有尾矿坝设计最终标高为173m，本次设计在现

8、有尾矿堆积坝上采用采场废石上游法加高筑坝，尾矿库最终使用至184m标高，加高尾矿坝体11m，加高后尾矿坝最终坝顶标高184m，平均外坡1:3.0。为了减少初期投资，尾矿坝加高坝体分两期建设。一期坝高5.0m，外坡1:2.0，内坡1:2.0，坝顶宽度6.0m，坝长约为191m；二期坝高6.0m，外坡1:2.0，内坡1:2.0，坝顶宽度6.0m，坝长约为190m。各级子坝上游坝坡设砂砾料和500g/m2无纺土工布反滤层，防止尾矿排放过程中尾砂外泄。各期坝体在堆筑过程中均沿坝脚设一条坝面排水沟，同时将现有两坝肩排水沟作相应延伸，坝面排水沟与坝肩排水沟相接。各期坝体在堆筑过程中均铺设一层水平排渗管，单

9、根水平排渗管长度40m，敷设坡度不小于2%。排渗管采用DN175 HDPE穿孔花管外包300g/m2无纺土工布，花管开孔率不低于12%。尾矿坝加高坝体主要工程量与建设计划见表1。尾矿坝加高工程量表 表1.1-1工程名称废石筑坝方量（万m3）干砌块石量(m3)DN175HDPE穿孔花管(m)500g/m2无纺土工布(m2)300g/m2无纺土工布(m2)建设时间一期1.510005353600296 投入使用前二期3.214405604400310 投入使用后第6年合计4.7544010958000605 副坝现有副坝为透水坝，采用废石一次性堆筑，坝顶标高约185m，坝顶宽12m，坝轴线长约21

10、6m，上游坝坡1:1.2，下游坝坡1:1.7。尾矿排放采用副坝坝前放矿，为了保证副坝坝体安全稳定，本次设计对副坝进行加固处理。副坝上游坝坡设砂砾料和粗砂反滤层，反滤层外设干砌块石护坡，最终形成上游坝坡坡度1:2.0；副坝下游坝坡采用干砌块石护坡，使副坝下游坝坡坡度达到1:2.0。副坝坝体加固方量约为3000m3。 新增截渗坝为了防止尾矿坝体渗水排出对周围环境造成不利影响，在尾矿坝下约80m处设截渗坝，以拦截尾矿坝渗水，另设渗水回收泵站将坝下渗水扬送至尾矿库内。新增截渗坝坝顶标高121m，坝顶宽2.0m，坝高5m，坝长30m，下游坝坡1:0.75，采用浆砌块石砌筑，坝基进行帷幕灌浆，浆砌块石方量

11、约1000m3。 新建排洪系统在现有尾矿库内新建排洪系统受尾矿库水位上升与实际地形等的限制，可选择余地较小，排水井或者排水斜槽与隧洞连接段可施工时间很短，施工场地小，施工难度大，根据方案比较，综合考虑工程量与现场施工难易程度，选择排水井排洪隧洞作为扩容后尾矿库排洪设施。根据设计方的计算，选择新建排洪设施断面尺寸：框架式排水井直径3.5m、城门洞型排洪隧洞BH=2.0m2.2m。直径3.5m框架式排水井高14m，起始泄流标高170m。城门洞型排水隧洞净断面尺寸BH=2.0m2.2m，隧洞进口标高170m，隧洞出口标高150m，长度约700m，隧洞坡度约为2.5%，除隧洞进出口外，隧洞埋深为30m

12、60m。框架式排水井井架采用C25钢筋混凝土，井座采用C30钢筋混凝土，排洪隧洞采用C25钢筋混凝土衬砌。隧洞出口标高约为150m，隧洞出口接一段陡槽，库内洪水经陡槽跌坎消能后进入截渗坝前溢流外排。1.2勘察目的任务和技术要求根据xx铅锌矿尾矿库工程地质（水文地质）勘察技术要求，本工程勘察的勘察目的及主要技术要求如下：尾矿库由于现有尾矿库173m标高以下的区域在现有尾矿库设计时已做过工程地质勘察，因此，此次仅对尾矿库加高扩建区域进行工程地质勘察，具体要求如下：1）对尾矿库场区的地形、地貌、地质进行全面的详查，并作出描述；2）查明尾矿库库区184m标高以下、173m标高以上有无渗漏、断层、破碎带

13、、泉眼等及分布情况，并估计渗漏量、涌水量，查明渗漏、涌水主要通道；3）查明库区173m标高以上岸坡有无岩溶、断裂、滑坡、泥石流等不良地质作用，并对尾矿库岸坡进行稳定性评价；4）查明尾矿库扩建区域有无具有开发利用价值的矿产资源、自然景观以及文物等；5）要求查出尾矿库所在区域的地震烈度；6）要求对尾矿库的水文地质和工程地质条件作出全面评价，并对现有尾矿库扩建的适宜性提出明确的评价意见。 尾矿坝严格按照尾矿堆积坝岩土工程技术规范（GB 50547-2010）的相关规定对现有尾矿坝进行勘察，同时对加高坝坝址区域进行勘察，勘察范围为尾矿堆积坝下游坝体与堆积坝上游100m以内，勘探标高为184m以下，具体

14、要求如下：1）查明堆积坝及其上游100m范围内已有堆积物的成分、颗粒组成、密实度、沉积规律；2）根据尾矿堆积体粒度成分与塑性指数等特性对其进行概化分层，进行相关岩土工程原位测试与室内试验，查明堆积坝各土层的岩土工程特性，必须提供各土层比重、天然容重、饱和容重、孔隙率、内摩擦角、凝聚力、承载力、压缩系数、渗透系数、塑性指数等参数；3）查明坝体浸润线及变化规律；4）分析评价现状坝高及最终坝高时的渗透稳定性和静力稳定性；5）分析评价在该地设防烈度下，现状坝高与最终坝高的稳定性，并进行液化分析；6）尾矿堆积坝的运行、管理、监测提出建议，对堆积坝存在的病患提出防治建议；7）查明尾矿堆积坝坝基覆盖层厚度，

15、尾矿堆积坝各岩土层分布，进行各种原位测试与室内试验，查明堆积坝各岩土层的岩土工程特性；查明坝基有无破碎带、透水层、永冻土层、永冻冰层、泉眼等不良工程地质的分布情况及大小、标高，并估算渗漏量、涌水量，有无渗漏通道，对尾矿坝加高有无影响作出评价；8）查明尾矿堆积坝坝基地质岩性构造、产状、节理裂隙构造发育情况及稳定性，有无断层、软弱带等不良工程地质条件，查明坝基岩的透水性，提出基岩的渗透系数；9）对尾矿坝加高的适宜性进行评价，提出坝基工程治理措施建议；10）提出尾矿坝工程地质平面、纵、横剖面图（横剖面尽可能垂直纵剖面，坝的最大断面处必须有横剖面图）。 副坝1）副坝勘察范围为现有整个上下游坝体区域；2

16、）查明坝体及坝基覆盖层各岩土层分布，进行各种原位测试与室内试验，查明各岩土层的岩土工程特性，必须提供各土层比重、天然容重、饱和容重、孔隙率、内摩擦角、凝聚力、承载力、压缩系数、渗透系数、塑性指数等参数；3）查明坝基有无破碎带、透水层、永冻土层、永冻冰层、泉眼等不良工程地质的分布情况及大小、标高，并估算渗漏量、涌水量，有无渗漏通道，对副坝安全稳定有无影响作出评价；4）查明坝基地质岩性构造、产状、节理裂隙构造发育情况及稳定性，有无断层、软弱带等不良工程地质条件；查明坝基岩的透水性，提出基岩的渗透系数；5）评价副坝现状稳定性，同时评价尾矿库加高扩容后副坝安全稳定性及对下游采场安全的影响，并提出治理措

17、施建议；6）要求提出副坝工程地质平面、纵剖面图、横剖面图（要求横剖面垂直纵剖面，坝的最大断面处必须有横剖面图）。1.2.4 截渗坝1）截渗坝勘察范围为坝轴线下游20m至坝轴线上游5m，勘察深度到新鲜基岩或者相对不透水层（渗透系数k=10-5cm/s），勘察高度为122m标高以下；2）查明坝基覆盖层厚度，各岩土层分布，进行各种原位测试与室内试验，查明各岩层的岩土工程特性；3）查明坝基有无破碎带、透水层、永冻土层、永冻冰层、泉眼等不良工程地质的分布情况及大小、标高，并估算渗漏量、涌水量，有无渗漏通道，对建坝有无影响作出评价；4）查明坝基岩性、构造、产状、节理裂隙构造发育情况及稳定性，有无断层、软弱

18、带等不良工程地质条件； 5）对截渗坝坝址适宜性提出评价意见，提出坝基工程治理措施建议；6）要求提出截渗坝工程地质平面、纵剖面图、横剖面图（要求横剖面垂直纵剖面，坝的最大断面处必须有横剖面图，在纵剖面中给出岩土层渗透性的分界线）。 新建排洪系统1）查明排洪系统沿线的地基岩层分布、地质构造及产状、不良地质构造现象和岸坡的稳定性。2）排洪系统勘察范围为排洪系统沿线以及隧洞进出口向外50m的范围。3）要求查明排洪系统沿线各类地层的岩性、产状、不良地质构造性质与分布和隧洞进出口的稳定性，并绘制排洪系统沿线工程地质剖面图。重点查明各类岩体的类别、坚固系数、弹性模量或变形模量、波速、泊桑比、弹性抗力系数等有

19、关围岩稳定的力学强度指标，并确定排洪隧洞沿线围岩类别。 筑坝材料及料场尾矿坝及副坝加高与新建截渗坝所需筑坝材料总量为：废石约5万m3；块石1万m3；砂砾石料约5000 m3，粗砂约5000 m3。1）查明废石堆场现存废石方量以及后续废石的排产计划，提供废石的岩性、粒度组成和物理力学指标参数（按含土量分别为10%、30%、50%提供），必须进行废石压实试验，提供压实曲线，提出筑坝压实控制指标，必须提供一定压实度指标下废石的内摩擦角、凝聚力以及天然容重与饱和容重等坝体稳定计算所需的物理力学指标；2）要求提出其它筑坝材料料场的位置及储量，勘查储量应比实际用量有足够的富裕量；3）要求护坡块石饱和抗压强

20、度大于40MPa，软化系数大于0.85，岩石容重大于2.4t/ m3；4）要求给出除废石料、块石外的筑坝材料的凝聚力、内摩擦角、渗透系数、天然容重以及饱和容重等坝体稳定计算所需的物理力学指标。 其它勘察要求勘察其它要求严格按照岩土工程勘察规范（2009年版）（GB500212001）、岩土工程勘察技术规范（YS52022004）、尾矿堆积坝岩土工程技术规范（GB 50547-2010）、中小型水利水电工程地质勘察规范（SL 552005）执行，同时参考水利水电工程天然建筑材料勘察规程（SL2512000）进行。1.3勘察依据及执行的技术规范标准1）建设单位提供的xx铅锌矿尾矿库工程地质（水文地

21、质）勘察技术要求及相关资料；2）xx铅锌矿尾矿库平面布置图（含地形图 电子版1：1000）；3）本次岩土工程勘察执行和参考的现行国家（或行业或地方）适用的标准（规范、规程等）。4）勘察主要执行下列国家和行业标准：a.岩土工程勘察规范（GB 50021-2001）2009年版；b.尾矿堆积坝岩土工程技术规范（GB50547-2010）c.建筑边坡工程技术规范（GB50330-2002）d.土工试验方法标准（GB/T50123-1999）；e.土的分类标准（GBJ145-1990）；f.工程岩体试验方法标准（GB/T50266-1999）g.建筑地基基础设计规范（GB50007-2011）；h.建

22、筑抗震设计规范（GB50011-2010）；i.中国地震动参数区划图（GB18306-2001）j.建筑工程地质钻探技术标准（JGJ87-1992）；k.岩土工程勘察技术规范（YS52022004）l.碾压式土石坝设计规范（SL274-2001）m.中小型水利水电工程地质勘察规范（SL 552005）n.水利水电工程天然筑坝材料勘察规程（SL251-2000）参考资料：o.工程地质手册（第四版）；p.水文地质手册（2005年）；q岩土工程勘察设计手册（2002年）r岩土工程治理手册（2005年）sxx铁矿尾矿库副坝工程地质勘察报告（2010年）由江西省勘察设计研究院编写；txx铅锌矿尾矿库尾矿

23、饱和容重工程地质勘察报告（2013年）由江西省勘察设计研究院编写；uxx铅锌矿尾矿库扩容工程地质勘察报告（1999年）由江西省勘察设计研究院编写；vxx铅锌矿尾矿库中期稳定性评价工程（水文）地质勘察报告（2009年）由核工业广州工程勘察院；1.4勘察工作布置根据勘察任务书及技术要求，按岩土工程勘察规范（GB 50021-2001）2009年版及尾矿堆积坝岩土工程技术规范（GB 50547-2010）、中小型水利水电工程地质勘察规范（SL 552005）、岩土工程勘察技术规范（YS52022004）的勘察要求，结合尾矿库已有资料进行布置。1.4.1工程地质测绘1)工程地质测绘范围尾矿库、坝区及周

24、边分水岭范围内，比例精度为1/1万。2)主要工作内容主要内容有：查明地形地貌的基本特征，划分地貌基本成因类型；地层岩性分布，地质构造及产状；调查尾矿库、坝区地表水的流量及变化情况；调查地下水类型、基本特征、补给来源、排泄条件，以及地下水动态变化与地表水系的联系；评价地表水及地下水、土对建筑材料的腐蚀性；划分对工程建设抗震有利、不利或危险地段。1.4.2勘探线布置原则在原先已有资料的基础上，根据拟建建(构)筑物性质及地质条件复杂程度不同，勘探线平面布置原则如下：1）截渗坝沿拟建坝轴线上布置一条横剖面，上游5米、下游20米内垂直坝轴布置一条纵剖面，共布置4个勘探孔；2）尾矿坝沿现有堆积坝轴线上布置

25、一条横剖面，布置勘探点3个，上游100m内下游至初期坝轴线布置一条纵剖面，布置勘探孔4个，共布置7个勘探孔；3）副坝沿坝轴线布置一条横剖面，共布置勘探孔2个，分别设置在左右坝肩；4）沿新建排洪系统设计隧洞路线设置一条横剖面，共布置勘探孔5个。1.4.3勘探点布置原则a、勘探孔平面布置遵循原则：1)勘探孔分钻探孔（包括动力触探试验）、注(压）水试验孔、水位观测孔等。2)控制性勘探孔的数量占勘探孔总数的1/31/2左右。3)原位测试、试验孔主要布置在各坝轴线位置。b、勘探孔平面布置具体方案：尾矿坝初期坝、后期堆积坝、副坝、截渗坝、新排洪系统均沿坝轴线及垂直坝轴线布置勘探点，间距均控制在50200m

26、范围内，共布置勘探钻孔20个。c、工程地质调查测绘范围为尾矿库外延至山脊分水岭，面积约5.48平方公里。1.4.4勘探孔深度确定1）堆积坝勘探点：控制性钻孔钻至原地面以下15m，一般性钻孔至原地面以下2m；2)初期坝勘探点：钻穿初期坝体进入天然地面以下3-5m；3）截渗坝勘探点：进入新鲜基岩或者相对不透水层（渗透系数k10-5cm/s）一定深度；4）新排洪系统勘探点：钻至隧洞基础底面以下5m。水文地质试验安排第四系松散岩类或强风化基岩孔隙、裂隙水采用钻孔注水试验，中风化基岩做钻孔压水试验。尾矿堆积坝、副坝、截渗坝、新排洪系统均安排部分钻孔进行水文地质试验。1.5勘察工作方法及完成工作量 本次勘

27、探采用钻探取样、原位测试(含标准贯入试验、重型动力触探（N63.5）试验、注水试验、压水试验)、室内土工试验等综合勘察手段。各勘探方法简述如下：1.5.1钻探采用XY-1型钻机施工，并在预定位置先作动力触探及水文试验等原位测试，然后再采用套管进行跟管钻进或泥浆护壁钻进，直至强风化粉砂岩底板。下部中风化岩层采用清水回转式钻进。开孔孔径不小于110mm，终孔孔径不小于91mm。第四系钻探回次进尺控制在1.0m左右，基岩钻探回次进尺控制在2m左右。岩芯采取率：第四系松散层及砂性土不小于80%，强风化基岩不小于65%，中风化、微风化基岩不小于85%。 1.5.2取样根据土性不同，对粘性土层用锤击方法采

28、用相应的取样器获得不同质量等级的原状土样，碎石类粘性土采用敞开式取土器，锤击方式取样，流软塑土样用薄壁取样器采取，尾砂类采用三重管砂土取样器采取；基岩采取岩芯样。第四系孔隙含水层，从勘探孔中采集地下水样，每组水样为2瓶，每瓶不少于500ml，其中一瓶加入23g大理石粉以进行侵蚀性CO2分析。标准贯入试验标准贯入试验：采用自由落锤式，在含碎石粘土及尾砂中均进行该项试验，试验时清除孔底残土，预打15cm后，再打入30cm并记录每打入10cm锤击数，累计打入30cm的锤击数为标准贯入试验实测击数。1.5.4重型圆锥动力触探试验重型圆锥动力触探试验：主要是对强风化粉砂岩层进行该项试验，采用连续贯入试验

29、方法，并记录每打入10cm锤击数。1.5.5注、压水试验在尾矿库各部位各类尾砂层、第四系松散土类及强风化基岩孔隙、裂隙水采用钻孔注水试验，中风化基岩做钻孔压水试验。严格按照水文地质试验规程进行试验。根据观测数据分别计算渗透系数、涌水量、影响半径等水文地质参数。封孔尾矿坝勘探孔终孔后坝基以下采用粘土碎石压实回填，坝基以上采用尾砂压实回填；其它勘探孔终孔后采用粘土碎石压实回填。1.5.7室内岩、土、水试验全部原状土、砂样均按国家标准土工试验方法标准(GB/T50123-1999)进行试验，岩石样按国家标准工程岩体试验方法标准（GB/T50266-99）进行试验，以满足设计所需的物理力学性质指标，具

30、体试验项目如下：1)常规物理试验每个原状土样均进行含水量、比重、密度试验，粘性土进行液、塑限试验。2)剪切试验剪切试验以天然快剪为主，提供峰值强度指标。3)固结试验原状土样进行固结试验，试验方法采用标准固结法。4)岩石试验针对本场地主要为粉砂岩，岩石试验主要提供岩石的粒度、密度，吸水率(部分未做)，天然、饱和及烘干单轴抗压强度，软化系数，抗剪强度、弹性模量、泊松比等指标。5)水质简+侵蚀性CO2分析对拟建场地内的地下水取水样进行简+侵蚀性CO2分析，以判定地下水对建筑材料是否有腐蚀性以及判定混凝土结构所处的环境类别和作用等级。1.5.8高程系统和坐标系统所有勘探孔均采用全站仪按设计孔位坐标放至

31、实地，个别钻孔因山地地形条件限制，稍作位移。平面坐标及高程控制基准点由建设方提供，高程系统为1956年国家黄海高程系，平面坐标系统为1980年西安坐标系。钻探施工结束后，对所有钻孔进行了复测，所有钻孔坐标均为实际孔位坐标。所用引测基准点如下（由建设单位提供）：控制点坐标表表1.5-1点号XYH备注D0013118262.223588269.131151.589已知点D0023118293.155588337.423151.845已知点1.5.9实际完成勘察工作量本次勘察外业工作于2013年1月16开始，施工过程中因春节放假，两次组织施工，2月2日离场，2月24日再次进场，于4月27日结束全部外

32、业工作，2013年5月10日形成初稿后，经我院技术部组织专家进行了审查，根据审查意见进行了完善补充，实际完成工作量统计见表1.5-2。 勘探工作量一览表 表1.5-2项目工 作 项 目单位工作量工程地质调查测绘勘探工程点测量日61:2000工程地质测绘(类)Km25.48勘探 工程工程地质钻探、井探m/孔691.19/20取样原状土样组40扰动土样组-岩 样组26水 样件3室内试验土的物理力学指标测试组40岩石物理力学指标测试组26水质分析件3土腐蚀性分析组2现场试验圆锥动力触探试验次18标准贯入试验次70注水试验段次49压水试验段次501.6勘察质量评述1)勘察施工前：先将勘察纲要、勘察作业

33、组织方案、设备仪器及人员资质报建设单位审批；2)勘察过程中：严格按批准后的勘察纲要执行，满足有关规范规程要求；3)本次勘察室内土工试验设备精良，操作规范，试验数据可靠；资料整理归档及时，成果报告满足了规范及设计要求。2、场地工程地质水文地质条件2.1工程地质条件2.1.1气象勘察场地属亚热带季风气候区，气候温和、雨量充沛、四季分明。据上高县气象站19582004年气象资料统计，多年平均气温17.6，极端最高气温40.4，极端最低气温-9.8；多年平均降雨量1651.8mm，最大年降雨量2189.2mm（1998年），历年最大月降雨量522mm（1998年6月），历年最长连续降雨日数18天（19

34、64年2月8日25日）。时间上，降雨量集中在4至6月，其多年平均达755.5mm，占全年降雨量的45.5%。2.1.2水文勘察区域属锦江流域，区内无较大的河流及地表水体，仅于泉塘水库水坝西侧见有小型水库，在北东侧有一小溪向东流出区外，最大洪水位低于尾矿库。2.1.3地形地貌勘察场地所属区域为低山丘陵地貌，周围山体植被较为发育，山顶多为尖顶型，海拔标高在220-256之间。xx铅锌矿尾矿库位于选矿厂以东的山谷中，尾矿坝距离选厂不到200m。尾矿库所在山谷为山间盆地，三面环山，仅在北面有一较窄出口，南面有一垭口，垭口最低标高约为160m。现有尾矿坝主坝建在北面沟口上，副坝建在南面垭口上，副坝将尾矿

35、库与矿山露天采场隔开。尾矿库库区为石炭系、泥盆系碎屑岩组成的构造侵蚀低山地形， 库区两岸山体坡度角一般为2045，山坡植被发育较好。尾矿库占地面积约20万m2，汇水面积约0.8km2，主河槽长度1.2km，主河槽平均坡度14%。尾矿库库区所在沟谷内无居民、建筑物及其它设施，所在沟谷汇入一东西流向的主沟，主沟内为大片农田，主沟上游为高路水库，主沟下游南岸为兰门、兰堡村。照片如下： 尾矿堆积坝 尾矿库区2.1.4地质构造勘察区域位于江南台隆南缘，萍乡乐平台陷带中段。区域上褶皱发育，褶皱轴呈北东向展布，多为短轴歪斜褶皱，枢纽一般向南西倾伏，北东仰起，两翼地层产状多不对称，近地表局部倒转。次级褶曲发育

36、，常形成与大的褶皱形态相一致的小型背向斜。区域基底褶皱有大阔脑背斜，盖层褶皱自北而南依次有江口向斜、高岽山北斜和天山向斜（见图21）。区域上断裂以北东向最为发育，其次为北西向。勘察区南侧的一条断裂，为一逆冲断层，走向北东，倾向北西，倾角70，延长40余公里。勘察场地位于xx背斜的北翼，轴部地层为泥盆系，往北依次为石炭系华山岭组等，小型褶皱较发育，时有地层产状侧转的现象，产状变化大。据区域地质资料及调查，周边及勘察场地主要有5条断裂构造，现分述如下：（1）F1断裂：位于尾矿库中部，通过老尾矿库坝及左右坝肩，断裂总体走向4050，倾向北西，倾角3085，断面呈舒缓波状，断裂带主要为硅化角砾岩，夹少

37、量断层泥，断裂带宽0.69m左右,影响带宽达30m左右,断裂性质为压扭性。（2）F2断裂：位于尾矿库沟谷中，为隐覆断层，受F1、F4、F5断裂切割错动，据前人勘察资料，该断裂走向314，倾向北东，倾角59，断裂宽1.03m，断裂带内硅化角砾岩发育，推测断裂性质为张性。（3）F3断裂：位于尾矿库中部，老尾矿库右坝肩位置处，与F1断裂错切，走向北西西，倾向北北东，倾角66，地层产状变化大。（4）F4断裂：位于尾矿库初期坝处，走向近东西向，横切沟谷，倾向南，倾角5070，并略呈“S”型展布，与F2断裂错切，断裂带主要为硅化角砾岩，角砾成份石英为主。沟谷中角砾岩宽58m，逐渐向两侧山体尖灭，延伸长达6

38、0m左右，断裂性质为先张后压扭。（5）F5断裂：位于尾矿库初期坝上游约40m处，地表显示右坝肩山坡处地层产状不一，小褶皱发育，受F4、F5断裂影响，初期坝坝址段沟谷变窄，并略呈“S”型展布，与F2断裂错切。2.1.5节理、裂隙发育状况根据1999年尾矿库扩容勘察资料结合本次地表测绘调查，本区裂隙有构造作用成因的构造裂隙和风化作用成因的风化裂隙两种。构造裂隙特征：主要为裂隙面较平滑，以闭合状态裂隙为主，少量张开，裂隙面主要以泥质充填为主，延伸较短，倾角角度较大。根据地表调查，一般发育六八组裂隙。风化裂隙特征一般为裂隙面较粗糙，少数闭合，多数为张开，泥质充填，倾角角度也较大，垂直呈楔形，平面呈弯曲

39、状，多沿延伸方向逐渐尖灭。各裂隙发育情况见表2.1-12.1-4。加高坝址区左坝肩裂隙产状一览表表2.1-1 编号结构面名称倾向（）倾角（）条数（条/m）P坡面23025L1裂隙1270584L2裂隙2140703L3裂隙3115655L4裂隙423782L5裂隙583624L6裂隙6325606L7裂隙758502L8裂隙8175553加高坝址区右坝肩裂隙产状一览表表2.1-2 编号结构面名称倾向（）倾角（）条数（条/m）P坡面2035L1裂隙1240453L2裂隙265702L3裂隙3315354L4裂隙4205655L5裂隙5340506L6裂隙6103653L7裂隙7265302截渗坝

40、左坝肩裂隙产状一览表表2.1-3编号结构面名称倾向（）倾角（）条数（条/m）P坡面23825L1裂隙1265602L2裂隙2110683L3裂隙3315626L4裂隙495505L5裂隙5155494L6裂隙6190793L7裂隙740303截渗坝右坝肩裂隙产状一览表表2.1-4编号结构面名称倾向（）倾角（）条数（条/m）P坡面9020L1裂隙165683L2裂隙2100652L3裂隙3310383L4裂隙421504L5裂隙5239496L6裂隙61708232.1.5地层岩性根据本次勘察资料显示，勘察区分布有石炭系华山岭组、泥盆系跳马涧组、第四纪残坡积层及人工填土地层。石炭系华山岭组与泥盆

41、系跳马涧组为断层接触。岩土特性从新到老分述如下：人工填土（Qml） -1 素填土 主要分布在库区副坝及初期坝下游，杂色，稍湿湿，松散，不均匀，成分主要为采矿剥离粉质粘土及废石，副坝地段已初步完成固结，其它地段尚未完成自重固结。钻探揭露厚度3.109.50m，层底标高112.72175.00m；-2尾细砂 黄褐、青灰色，为水力冲填尾砂，以细砂、粉砂为主，成分以石英为主，云母次之，土质较均匀，局部含尾粉土并含尾矿泥，呈透镜体状，一般尾矿排放点附近颗粒稍粗，远离排放点颗粒越细，接近澄清区渐变为尾矿泥浆，尾砂干燥时呈松散状态。颗粒组分为：粒径0.5-2mm的含量%，0.25-0.5mm的含量%，0.0

42、75-0.25mm的含量%，0.075mm的含量%。钻探揭露厚度4.8019.20m，层底标高142.50165.56m；-3尾粉砂 按其密实度的不同分为-3-1和-3-2两个亚层。-3-1尾粉砂：黄褐、青灰色，松散-稍密，为水力冲填选矿尾砂，以细砂、粉砂为主，局部含尾粉土并含尾矿泥，呈透镜体状，尾砂干燥时呈松散状态。颗粒组分为： 0.25-0.5mm的含量%，0.075-0.25mm的含量%，0.075mm的含量%。钻探揭露厚度5.2013.20m，层顶埋深4.8010.70m，层底标高151.53159.80m；-3-2尾粉砂：黄褐、青灰色，中密，为水力冲填选矿尾砂，以细砂、粉砂为主，局部

43、含尾粉土并含尾矿泥，呈透镜体状，尾砂干燥时呈松散状态。颗粒组分为： 0.25-0.5mm的含量%，0.075-0.25mm的含量%，0.075mm的含量%。钻探揭露厚度8.3019.50m，层顶埋深16.7020.00m，层底标高134.20136.63m；-4 人工填筑碾压片石 黄褐、浅灰色，为人工填筑初期坝坝体，岩石饱和单轴抗压强度平均值为48.1MPa，软化系数平均值0.87，属较硬岩，钻探揭露块石强度厚度25.1m，其中0-0.50m及2.30-25.1m为块石，0.50-0.80m为砾砂，0.80-2.30m为碎石，层底标高125.1m；含碎石粉质粘土（Q2el+dl） 黄褐、暗紫色

44、，主要由粉质粘土胶结砂岩、粉砂岩角砾，碎石含量约30%40%，粒径0.56cm，胶接性一般，稍湿、可塑状，坝基底部被水浸泡部位偏软。全场地分布，在坝基部位局部清除，仅在ZK3、ZK14、ZK16没有发现，钻探揭露厚度0.804.20m，层顶埋深036.20m，层底标高110.66222.97m； 石炭系华山岭组粉砂岩（C1h） 暗红色，为中风化粉砂岩，粉砂质结构，薄层状结构，泥质胶结，致密，岩石完整，节理裂隙不发育，岩石强度较高，属较硬岩，主要分布在F1断层的北侧，按其风化程度的差异可分为强风化、中风化、微风化、未风化四个亚层，本次钻探仅揭露前三层，以下分别阐述： -1强风化粉砂岩岩石风化强烈

45、，节理、裂隙发育，岩芯多风化呈土状及碎块状，综合评定岩体基本质量等级为级。该层仅在ZK7ZK11没有分布，钻探揭露厚度0.5037.30m，层顶埋深1.8037.00m，层底标高108.73193.87m；-2中风化粉砂岩风化裂隙较发育，岩芯呈短柱状、柱状为主，锤击声哑，岩体较完整，岩石饱和单轴抗压强度标准值为30.6MPa，属较硬岩，综合评定岩体基本质量等级为级。该层在ZK7ZK11没有分布，在ZK14、ZK15、ZK19、ZK20未揭露，钻孔揭露厚度0.6532.80m，层顶埋深6.3042.10m，层底标高99.10155.75m。-3微风化粉砂岩风化裂隙较发育，岩芯呈短柱状、柱状为主，

46、锤击声哑，岩体较完整，岩石饱和单轴抗压强度标准值为31.6MPa，属较硬岩，综合评定岩体基本质量等级为级。该层仅在ZK1ZK3、ZK5、ZK6、ZK12、ZK13有揭露，钻孔揭露厚度1.908.40m，层顶埋深11.3041.50m，层底标高90.70150.44m。泥盆系跳马涧组粉砂岩（D2t） 灰灰绿、灰黑色，粉砂质结构，薄中厚层构造，铁质胶结为主，矿物成分以石英、长石为主，岩石强度较高，属较硬岩，场地主要分布在F1断层的南侧，按其风化程度的差异可分为强风化、中风化、微风化、未风化四个亚层，本次钻探仅揭露前两层，以下分别阐述：-1强风化粉砂岩岩石风化强烈，节理、裂隙发育，岩芯多风化呈土状及

47、碎块状，综合评定岩体基本质量等级为级。该层仅在ZK7ZK11有分布，钻探揭露厚度8.8023.90m，层顶埋深1.2013.50m，层底标高155.90214.17m；-2中风化粉砂岩风化裂隙较发育，岩芯呈短柱状、柱状为主，锤击声哑，岩体较完整，岩石饱和单轴抗压强度平均值为35.5MPa，属较硬岩，综合评定岩体基本质量等级为级。该层仅在ZK7ZK11有分布，钻孔揭露厚度3.2559.50m，层顶埋深11.5028.60m，层底标高145.86156.75m。角砾岩：断裂带中主要为硅化角砾岩，成分以石英为主，铁，泥质胶结，胶结性较好。本次仅在勘探孔ZK3、ZK4、ZK5中发现并揭穿，层顶埋深4.

48、2040.00m，层顶标高115.14179.65m，层底标高113.84175.25m，厚度1.304.40m。各岩土层分布、埋深、标高及层厚详见工程地质剖面图及钻孔柱状图。2.1.6岩土物理力学性质指标1）室内试验指标各岩、土层物理、力学指标统计按现行相关规范要求进行，统计前，剔除个别不合理偏值，然后按上述各地基岩土层逐层逐项进行统计，提供各岩土层物理力学性质指标的最大值、最小值、平均值、变异系数、样本数和标准值。本次勘察施工的20个钻孔、共取原状土样41组，岩样19组（其中中风化粉砂岩13组、微风化粉砂岩6组），试样的物理力学试验结果见表2.1-52.1-6。各土层物理力学指标统计成果一

49、览表 表2.1-5土层名称项目物 理 及 力 学 性 质含水率湿密度干密度比重孔隙比饱和含水量可塑性试验压缩试验固结快剪液性指数液限塑限塑性指数压缩系数当P= 100200KPa压缩模量内聚力内摩擦角oooGseoWsILLPIpavEs(1-2)C(%)(g/cm3)(g/cm3)(%)指(%)(%)指(Mpa-1)(Mpa)(kPa)()含碎石粉质粘土统计数99999999999999最大值29.81.991.552.720.842310.4639.123.716.20.268.9135.721.4最小值27.41.891.482.710.74727.60.2837.521.814.80.

50、27.0925.612.9平均值28.631.951.522.710.78829.060.38638.1722.6615.510.237.9129.3717.79标准差0.770.0390.0270.0030.0331.2040.0480.5450.5940.3890.0230.723.453.2变异系数0.0270.020.0180.0010.0420.0410.1250.0140.0260.0250.10.090.1170.18标准值29.121.931.52.710.80928.310.41637.8322.2815.270.2427.4627.215.8-2尾细砂统计数88888888

51、最大值15.2 2.08 1.84 3.27 0.842 25.7 15.7 34.8 最小值7.3 1.91 1.74 2.21 0.238 10.8 5.3 20.4 平均值11.9 1.98 1.77 2.91 0.641 21.4 9.5 29.5 标准差3.03 0.06 0.03 0.38 0.22 5.38 3.58 4.44 变异系数0.254 0.028 0.018 0.131 0.342 0.251 0.376 0.150 修正系数-0.746 0.898 标准值-7.1 26.5 -3-1尾粉砂统计数10 10 10 10 10 10 2222最大值21.3 2.31 2

52、.04 3.59 0.940 24.9 17.7 29.5 最小值12.3 2.01 1.71 2.96 0.611 15.3 7.9 19.8 平均值16.5 2.13 1.83 3.25 0.771 22.4 14.2 26.9 标准差3.41 0.09 0.10 0.22 0.09 2.97 3.22 2.98 变异系数0.207 0.042 0.056 0.067 0.118 0.132 0.227 0.111 修正系数-0.867 0.935 标准值-12.3 25.1 -3-2尾粉砂统计数12 12 12 12 12 12 1212最大值21.6 2.35 2.02 3.36 0.

53、833 25.9 21.2 29.3 最小值15.0 2.08 1.76 2.30 0.240 10.4 10.8 19.7 平均值19.1 2.21 1.86 2.97 0.600 19.8 17.0 26.5 标准差1.96 0.09 0.08 0.33 0.17 4.39 2.73 3.23 变异系数0.103 0.039 0.044 0.111 0.287 0.221 0.161 0.122 修正系数-0.915 0.936 标准值-15.5 24.8 各岩层物理力学指标统计成果一览表表2.1-6土层名称统计项目物 理 性 质力 学 性 质密度(g/cm3)吸水率(%)比重纵波波速（m

54、/s）极限抗压强度(Mpa)软化系数抗剪断(饱和)变形试验天 然 饱 和天 然饱和Vp天 然饱 和烘 干内聚力 内摩擦角弹性 模量泊松比0wR0RwRd(Mpa)(。)(104Mpa)-2中风化粉砂岩统计数3188884411最大值2.72243042.34149.50.962.2741.85.210.2最小值2.6826.524.429.80.721.8637.4平均值2.735.633.940.160.852.1139.4标准差4.524.95.90.07变异系数0.1270.1450.1470.082修正系数0.9140.9020.9010.945标准值32.530.636.20.8-3

55、微风化粉砂岩统计数6666最大值49.849.452.40.97最小值29.228.430.30.82平均值38.937.641.90.9标准差7.237.38.020.06变异系数0.1860.1940.1910.067修正系数0.8460.840.8420.945标准值32.931.635.30.85-2中风化粉砂岩统计数322222333最大值259043.240.346.80.892.4241.95.140.29最小值226333.130.634.20.861.8340.54.530.19平均值245638.235.540.50.882.1341.14.880.23角砾岩统计数2222

56、最大值71.270.773.80.96最小值55.354.858.70.93平均值63.362.866.30.95初期坝堆积块石统计数22222222222最大值2.642.660.610.822.6752.251.856.60.952.2340.9最小值2.492.520.180.222.5447.244.354.80.782.0239.1平均值2.572.590.40.522.6149.748.155.70.872.1340备注1、统计-2中风化粉砂岩层位的极限抗压强度及内聚力时，去除了2个异常值 2）现场测试成果a、标准贯入试验成果标准贯入试验一般在粘性土层及砂土中进行，标准贯入击数是确

57、定粘性土及砂土物理、力学参数、地基土承载力的重要指标。本次的试验统计结果见表2.1-7。标准贯入试验成果统计表表2.1-7名称密度/风化程度实测次数最大值最小值平均值标准差变异系数修正系数标准值含碎石粉质粘土可塑611890.930.1030.9158-2尾细砂松散191266.91.230.1790.9286-3-1尾粉砂松散241568.82.160.2450.8457-3-2尾粉砂中密212718162.320.1450.93615b、重型圆锥动力触探试验成果重型圆锥动力触探试验主要在粘土质圆砾、全、强风化岩层中进行，通过触探试验可获得地基土的物理力学性质指标，经过试验对比和相关分析，可

58、获得地基土的密实度、地基承载力和变形指标等参数。本次在勘察场地内的试验统计结果见表2.1-8。圆锥动力触探试验成果统计表表2.1-8名称密度/风化程度实测次数最大值最小值平均值标准差变异系数修正系数标准值-1强风化粉砂岩强风化1819.713.517.11.60.0930.9616c、各岩土层物理、力学指标建议值通过对勘察区各岩土层物理力学性质指标统计，现综合建议各岩土层地基承载力及设计所需部分参数见表2.1-9。岩土层物理力学指标建议值表表2.1-9 岩石名称-1 素填土-2 尾细砂 -3-1 尾粉砂-3-2 尾粉砂含碎石粉质粘土-1强风化粉砂岩-2中风化粉砂岩-3微风化粉砂-1强风化粉砂岩

59、-2中风化粉砂岩项目天然容重(KN/M3)18*19.821.322.119.322.5*2424.5*23*24.5*饱和抗压强度(MPa)-30.631.6-35.5土体抗剪强度标准值c(kPa)8*7.112.315.527.2-()12*26.525.124.815.8-岩石抗剪断强度标准值c(MPa)-0.03*2.112.5*0.03*2.13()-35*39.445*35*40.7泊松比-0.20.22*-0.2土层压缩模量(MPa)-7.46-岩石弹性模量 (GPa)-5.215.5*-5.06岩石软化系数-0.80.85-0.88渗透系数(cm/s)1.0410-36.771

60、0-42.4010-41.1010-46.0710-57.0910-59.6510-61.9310-67.710-59.3810-6承载力特征值(kPa)801408010090100100130120230280320550062005800640028032065007100备 注带“*”者为地区经验值。2.2水文地质条件勘察区地下水类型主要为上层滞水、松散岩类孔隙水及基岩裂隙水三种。1、上层滞水：主要赋存于上部素填土中，初见水位深度25米，主要接受大气降水的垂直入渗补给和地表水体的侧向补给。2、松散岩类孔隙水：主要分布于第四系残坡积层中，以潜水为主，含水层厚度一般小于5m，由于其岩性以粘

61、性土为主，富水性差，水量贫乏。水位埋深一般23m。主要接受大气降水的垂直补给和地表水体的侧向补给，以渗流的形式排泄于下游溪沟河流。3、基岩裂隙水：广泛分布于勘察区内，含水岩组主要为石炭系华山岭组粉砂岩及泥盆系跳马涧组粉砂岩，地下水主要赋存于浅部风化裂隙中。由于岩石含铁质或泥质胶结，胶结性较好，裂隙多呈闭合状，富水性差。主要接受上部松散岩类孔隙水的入渗补给。上述各岩土层含水层（带）之间，存在着直接或间接的水力联系。残坡积堆积直接接受大气降水补给，在上游或高处渗透转为补给基岩裂隙水；山坡近地表的强风化带，岩石较破碎，裂隙较发育，利于地下水的流通，风化裂隙含水层（带）地下水也可渗透转补给残坡积堆积层

62、，形成互补关系。整个勘察区在区域上为一个完整的水文地质单元，周边分水岭范围内为补给区，排向西北面的沟谷低洼处。2）岩土层渗透性分级根据现场注、压水试验及室内渗透试验数据，按照中小型水利水电电工程地质勘察规范（SL55-2005）将岩土层渗透性统一划分为6级，分级指标如下： 岩土渗透性分级 表2.2-1渗透性等级标 准岩体特征土 类 渗透系数K(cm/s)透水率q(Lu)极微透水K10-6q0.1完整岩石，含等价开度0.025mm的裂隙岩体粘土微透水10-6K10-50.1q1含等价开度0.0250.05mm的裂隙岩体粘土粉土弱透水10-5K10-41q10含等价开度0.050.01mm的裂隙岩

63、体粉土细粒土质砂中等透水10-4K10-210q100含等价开度0.010.5mm的裂隙岩体砂砂砾强透水10-2K100q100含等价开度0.52.5mm的裂隙岩体砂砾砾石、卵石极强透水K100含连通孔洞或等价开度2.5mm裂隙的岩体粒径均匀的巨砾勘察区各岩土层钻孔抽注、压水试验统计见表2.2-2，试验详细资料见附表3“钻孔注、压水试验成果表”。各岩土层注、压水试验统计表 表2.2-2地层名称试验方法渗透系数平均值（cm/s）透水率平均值（Lu）渗透性等级-1素填土注水试验1.0410-3中等透水-2尾细砂注水试验6.7710-4中等透水-3-1尾粉砂注水试验2.4010-4中等透水-3-2尾

64、粉砂注水试验1.1010-4中等透水含碎石粉质粘土注水试验6.0710-5弱透水-1强风化粉砂岩注水试验7.0910-5弱透水-2中风化粉砂岩压水试验9.6510-60.64微透水-3微风化粉砂岩压水试验1.8710-60.12微透水-1强风化粉砂岩注水试验7.7010-5弱透水-2中风化粉砂岩压水试验9.3810-60.63微透水备 注 注（压）水采用平均值。3）水、土的腐蚀性评价根据岩土工程勘察规范（GB50021-2001 2009版）第12.2条判定：地下水（上层滞水和松散岩类孔隙水的混合地下水）对混凝土结构具弱腐蚀性，对钢筋混凝土结构中钢筋具微腐蚀性；含碎石粉质粘土对混凝土结构具弱腐

65、蚀性，对钢筋混凝土中钢筋具微腐蚀性，对钢结构具中等腐蚀性，详见表2.2-3及表2.2-4。环境水对混凝土结构、钢筋混凝土中的钢筋腐蚀性评价表 表2.2-3样品编号对混凝土结构腐蚀性评价对钢筋混凝土中钢筋的腐蚀性评价按环境类型（类）按地层渗透性（B）类评价 结果SO42-Mg2+NH4+PH值侵蚀性CO2Cl-评价结果mg/ Lmg/ Lmg/ Lmg/ Lmg/ L微腐蚀性规定30020005005.030100弱腐蚀性规定3001500200030005008004.05.03060100500ZK2-水1250.0023.560.246.8727.12微6.40微ZK6-水1500.006

66、1.660.247.4010.05弱9.60微ZK9-水180.0013.530.206.8514.06微6.40微备 注 场地土对混凝土结构、钢筋混凝土中的钢筋及钢结构腐蚀性评价表表2.2-4样品编号对混凝土结构腐蚀性评价对钢筋混凝土中钢筋的腐蚀性评价对钢结构腐蚀性评价按环境类型（类）按地层渗透性（B）类评价结果SO42-Mg2+PH值Cl-评价结果PH值评价结果mg/ kgmg/ kgmg/ kg微腐蚀性规定50030005.0/400/5.5/弱腐蚀性规定5003000300040004.05.04007505.54.5中腐蚀性规定30006000400050004.03.5750750

67、04.53.5ZK7-原180.003.754.23弱16.00微4.23中ZK18-原4375.0045.107.00微24.00微7.00微2.3不良地质作用根据野外地质调查，库区范围内未见对库区地形、地貌和植被状况有较大改造的人类活动，勘察场区除了发现断裂硅化带及小型褶皱外，库区内局部山坡存在崩塌及小型滑坡现象。主要由于切坡修路形成临空面后未进行支护措施，后因暴雨形成小型崩塌及滑坡现象，主要发生地层为残坡积的碎石土及强风化层。崩塌及滑坡方量60-500立方不等。崩塌面节理裂隙发育，裂隙倾角约在3040，岩体风化程度为强风化。滑坡多为顺裂面小型滑坡，滑体主要为粉砂岩强风化层及上覆残坡积松散

68、层，滑面较新鲜，为近期雨季浸泡造成下滑，照片如下。勘察场区未见其它较大的崩塌、滑坡、泥石流、地面塌陷等不良地质作用。各滑坡、崩塌点一览表表2.3-1编号灾害类型位置坐标灾害特征现状及预测影响XYZ1滑坡山路切坡处3117912588294171.42主滑方向290，滑体以含碎石粘土为主，为人工修路切坡引起，切坡高度约15m，坡度60-70，滑坡规模约300方。滑坡类型属小型，主要影响库容的大小，对现有道路及扩容后新建的道路稳定性均有一定的影响2滑坡3117843588280171.83主滑方向257，滑体以含碎石粘土为主，为人工修路切坡引起，切坡高度约23m，坡度60-70，滑坡规模约500方

69、。3滑坡库区斜坡3117689588466182.91主滑方向315，滑体以碎石块石为主，碎石粒径1-4cm，块石最大块径40cm，滑坡规模约100方。4滑坡库区斜坡3117677588432184.88主滑方向345，滑体以含碎石粘土为主，偶见块石，滑坡规模约60方。 2#滑坡点 3#滑坡点2.4场地与地基地震效应2.4.1勘察场地类别划分根据现场勘察资料及地区经验，并结合建筑抗震设计规范（GB50011-2010）综合判定拟建工程场地类别为类。2.4.2场地地震设防烈度据江西省地震动参数区划图（2003年）及建筑抗震设计规范（GB50011-2010），勘察区所在地区抗震设防烈度小于6度，

70、设计地震分组第一组，总体上属对建筑抗震一般地段，地震动峰值加速度小于0.05g，场地稳定性好。根据建筑抗震设计规范（GB50011-2010）第4.3条，场地地基土层可不考虑饱和砂土液化判别。3、尾矿库扩容工程地质水文地质条件3.1库区工程地质条件库区工程地质条件详见2.1节工程地质条件。库区内地层通过现场调查及钻探，出露地层有石炭系华山岭组粉砂岩（C1h）、第四纪全新统残坡积碎石土层（Q4el+dl）及新近的人工填土层（Q4ml），钻孔岩土层岩性特征分述如下，分布情况详见工程地质剖面图及钻孔柱状图，其分层统计情况见表3.1-1，承载力、渗透系数等建议值见表2.1-9及2.2-2。库区各岩土层

71、分布情况表3.1-1地层编号地层名称层顶埋深（m）层厚（m）分布情况-2尾细砂04.80-5.60均有分布-3-1尾粉砂4.80-5.6011.10-13.20均有分布-3-2尾粉砂16.70-18.0016.40-19.50均有分布含碎石粉质粘土均有分布-1强风化粉砂岩均有分布3.2库区水文地质条件库区内无较大的河流及地表水，仅在北东侧有一小溪自兰门向西流出区外，距离尾矿库副坝约1000m，最大洪水位低于尾矿库。库坝区周边植被发育，沟谷均可见基岩出露，节理裂隙较发育，未发现明显的泉眼。上述各岩土层含水层（带）之间，存在着直接或间接的水力联系。残坡积层直接接受大气降水补给，在上游或高处渗透转为

72、补给基岩裂隙水；山坡近地表的强风化带，岩石较破碎，裂隙较发育，利于地下水的流通，风化裂隙含水层（带）地下水也可渗透转补给残坡积堆积层，形成互补关系。整个勘察区为一小型完整的水文地质单元，周边分水岭范围内为补给区，排向西北面的沟谷低洼处。3.3扩容后库岸边坡稳定性分析与评价库区两岸植被发育，库岸水土流失不严重，库岸山坡主要为粉砂岩岸坡，表层风化残坡积层厚度15m，山坡坡度3045，山体雄厚，不产生邻谷间渗漏。根据野外地质调查，勘察场区内局部山坡存在崩塌及小型滑坡现象，详见表2.3-1。地表调查时未发现有其它影响库区稳定性的不良工程地质现象。左右库岸节理裂隙发育程度一般，库岸节理裂隙倾向与坡向相反

73、或斜交，部分节理裂隙倾向与坡向接近，但普遍倾角较大，对边坡的稳定性较为有利，属较稳定结构类型。尾矿库运行期间，随尾矿堆积高度上升，库内水位升高，浸没库岸岩土体，存在库岸再造，对库岸边坡的稳定性有一定不利影响，可能引发库岸发生小型滑坡、崩塌等不良地质作用。3.4扩容后库区渗漏评价尾矿库区属山间盆地，三面环山，仅在北面有一较窄出口，南面有一垭口，总占地面积0.2km2，汇水面积0.8km2，扩容后总坝高59m，总库容475.98万m3，此次扩容从标高173m加高至184m。其东、南、西三面均有山脊与周边水系相隔，形成了相对独立完整的水文地质单元。尾矿库区地形相对封闭，库区可能存在的渗漏问题主要是通

74、过构造、破碎带或透水层产生邻谷渗漏以及副坝、初期坝、截渗坝位置可能产生沿沟谷向下游方向的坝基、绕坝渗漏问题。3.4.1邻谷渗漏分析1)通过构造产生邻谷渗漏分析根据区域地质资料及本次勘察结果，库区内分水岭山体雄厚，大范围分布的粉砂岩岩均较完整致密，勘察区构造断裂均以压扭断裂为主，其活动均发生于古生代以前，经多期构造运动，构造裂隙密集而均匀，风化裂隙也较发育，本次所调查地质点D4、D7、D10、D11的倾向均朝向邻谷，有发生邻谷渗漏的可能，但此套地层主要为泥盆系跳马涧组及石炭系华山岭组粉砂岩，铁质及泥质胶结，裂隙充填物多，张开度小，透水性较差，水量贫乏。F1断裂切割山体通过库区，断裂带主要为硅化的

75、角砾岩，角砾岩坚硬致密，基本上可视为隔水层，库区范围内的断层均属压扭性质（各断层构造的性质详见2.1.4地质构造章节），压扭性断裂下盘多为隔水段，但其上盘派生裂隙或小型断层较发育时，也可能产生导水及地下水富集现象。因此，初步判断库区产生沿构造、破碎带向邻谷渗漏的可能性较小。2)通过透水层产生邻谷渗漏分析根据本次勘察结果，整个库区表层被厚度不等的第四系松散层覆盖，第四系地层主要为残坡积含碎石粉质粘土，其渗透系数为K=4.610-58.3410-5cm/s，渗透等级为弱透水；山体中、微风化粉砂岩钻孔压水试验渗透系数为q=0.080.72Lu，渗透等级为微透水，可作为相对隔水层。各岩土层渗透系数建议

76、值详见表2.2-2。库区周边分水岭主要分布第四系残坡积层和泥盆系跳马涧组及石炭系华山岭组粉砂岩地层。残坡积层由含碎石粉质粘土构成，总体上属弱透水性地层，下伏基岩强风化带具有弱透水性，中风化带具微透水性。库区周边分水岭标高介于220256m之间，高于最终堆积坝高3672m，分水岭处在库区淹没线标高以下以中等风化基岩为主，该岩层为微透水性岩层，库区周边以分水岭为界形成了较封闭的相对隔水周界。总体判断库区通过透水层产生邻谷渗漏的可能性较小。3.4.2坝基、绕坝渗漏分析拟建各坝址区场地断层比较复杂，主要有F1、 F2 、F4 、F5断裂，F2 被F4 及F5断层切错，构造裂隙均匀而密集，但断裂带主要为

77、硅化的角砾岩，未见断层泥，角砾岩胶结较好，坚硬致密，基本上可视为隔水层，不存在通过构造产生绕坝渗漏的问题。下游截渗坝坝基处于第四系残坡积层上，根据水文试验结果，残坡积层中含碎石粉质粘土层为弱透水层，因此通过坝基底部透水层将会产生小量渗漏。现有副坝原设计为粘土斜墙堆石坝，但在施工至165m标高时，由于施工进度慢，尾矿库水倒灌至采场，为了保证矿山正常生产，临时采用采场废石一次性成坝，导致下游坝坡坐标X =3117535.918、Y = 588279.8625、Z=155.90m部位处产生渗漏，目前向采矿场的渗漏量约为98t/d，矿上已采取相应引流措施，将其引至采矿场集水坑后集中进行排放处理。综上所

78、述，初步判断库区通过构造、透水层产生邻谷渗漏的可能性较小，不会产生较严重的邻谷渗漏问题；各坝址区地段也不存在通过构造产生绕坝渗漏的问题，但可能存在通过中等透水性地层产生渗漏的问题，根据xx铅锌矿尾矿库副坝工程地质勘察报告及本次勘察，随着尾矿库的扩容，库水位随之升高，副坝上游坝坡165m标高以上及下游坝坡155.90m标高以上中等透水性地层将可能产生渗漏问题，建议根据需要采取防渗处理措施。3.5库区周边环境及尾矿库建设对环境影响初步评价1)库区所在沟谷内无居民、建筑物及其它设施，扩容后对周边环境无安全及环境不利影响，场地适宜库区扩容建设。2)本次勘察库区范围内未发现具有开发利用价值的矿产资源、自

79、然景观以及文物等，也未发现压覆矿产及较大的崩塌、滑坡、泥石流、地面塌陷等不良地质作用。3)尾矿库区附近当地居民饮用水源主要为地表水与第四系松散岩类孔隙水，与尾矿库区为同一水文地质单元，但在库区与居民区之间拟建一截渗坝，从而降低建库对该饮用水源水质的影响。建库对该水源地的影响程度应通过长期监测结果分析确定。4)尾矿库扩容建设及运行过程中，开挖排水井、坝基开挖等土石方工程，会破坏地表植被，并改变场地原始地形地貌，可能会引发崩塌、滑坡、泥石流等不良地质作用。尾矿库建设和运行过程中应加强对植被的保护，施工中采取合理的开挖方案，并妥善处理施工弃土，可降低不良地质作用发生的可能性。5)拟建尾矿库下游截渗坝

80、外均为农田，为保证不危及建筑物、土地及矿山的安全，建议施工设计时充分考虑，以确保安全。6)尾矿库运行期间，随尾矿堆积高度上升，库内水位升高，浸没库岸岩土体，存在库岸再造，对库岸边坡的稳定性有一定不利影响，可能引发库岸发生小型滑坡、崩塌等不良地质作用。尾矿库运行期间，应对库岸边坡进行变形观测，以便能及时发现问题，进行处理。7)尾矿库扩容后存在坝体、坝基渗漏问题。可能造成尾矿渗漏，污染浅部地下水、地表水，对下游植被及生态环境造成一定危害。应采取防渗漏或防污染处理措施，并应对地下水进行长期监测工作。4、尾矿坝稳定性分析与评价4.1尾矿坝工程地质条件尾矿坝坝址区工程地质条件详见2.1节工程地质条件，据

81、本次钻探，尾矿坝坝址区出露地层有人工填土（Q4ml），第四系残坡积含碎石粉质粘土层（Q2el+dl），石炭系华山岭组泥质粉砂岩（C1h），钻孔各岩土层岩性特征分述如下，分布情况详见工程地质剖面图及钻孔柱状图，其统计情况见表4.1-14.1-3，相关岩土参数见表2.1-9。现状堆积坝坝址区各岩土层分布情况表4.1-1地层编号地层名称层顶埋深（m）层厚（m）分布情况-2尾细砂06.50-10.70均有分布-3-1尾粉砂6.50-10.705.20-9.30均有分布-3-2尾粉砂19.20-20.008.30-14.90ZK16、ZK18没有分布含碎石粉质粘土右坝肩ZK16没有分布-1强风化粉砂岩均

82、有分布-2中风化粉砂岩（未揭穿）均有分布初期坝各岩土层分布情况表4.1-2地层编号地层名称层顶埋深（m）层厚（m）备注-4人工填筑碾压片石025.000-0.50m为块石，0.50-0.80m为砾砂，0.80-2.30m为碎石，2.30-25.00m为块石。-1强风化泥质粉砂岩25.003.45加高坝址区各岩土层分布情况表4.1-3地层编号地层名称层顶埋深（m）层厚（m）分布情况-2尾细砂05.60坝肩位置没有分布-3-1尾粉砂5.6011.10坝肩位置没有分布-3-2尾粉砂16.7019.50坝肩位置没有分布含碎石粉质粘土0-36.200.80-4.20均有分布-1强风化粉砂岩均有分布-2中

83、风化粉砂岩坝中位置未揭露-3微风化粉砂岩（未揭穿）坝中位置未揭露角砾岩（断裂带）4.204.40仅ZK5揭露 堆积坝现状 初期坝现状4.2加高坝址区坝肩边坡稳定性分析与评价尾矿堆积坝加高坝址区一带库岸山坡主要为粉砂岩岸坡，坝肩表层残坡积层厚度一般为15m，山坡坡度左坝肩为25左右，右坝肩35左右。各裂隙产状详见表2.1-12.1-2。通过坝址区左右坝肩节理裂隙倾向玫瑰花图（见图4.2-1）分析，左右坝肩节理裂隙发育程度一般，倾角较大，对边坡的稳定性不构成大的影响。通过赤平极射投影图（图4.2-2）亦可知，大部分节理裂隙倾向与坡向相反或斜交，少数节理裂隙倾向与坡向相近，但倾角均大于坡角，属较稳定

84、结构类型。 由此综合判定，尾矿坝左右坝肩边坡稳定性较好。 堆积坝左坝肩 截渗坝左坝肩图4.2-1堆积坝坝肩节理裂隙倾向玫瑰花图图4.2-2堆积坝坝肩赤平投影图4.3尾矿坝渗漏分析尾矿坝初期坝为透水堆石坝，坝基主要为强风化粉砂岩层，渗透性等级为弱透水性。尾矿堆积坝采用尾矿上游法堆积而成，坝基主要为残坡积层及强风化粉砂岩层，渗透等级为弱透水性。坝基渗漏途径主要为含碎石粘土、强风化粉砂岩。现按单层透水坝基（单一透水层、坝身不透水）进行近似估算：qKT（H/（2bT） -公式（1）QqB -公式（2）式中q单宽坝基的渗漏量（m3/dm）Q坝基渗漏量（m3/d）K坝基渗透系数（m/d）H坝上下游水位差（

85、m）2b坝底宽度（m） B坝长（m）T透水层厚度（m），一般2b初期坝长约为107m，宽度取值35m，透水层厚度计算到-2中风化粉砂岩层面按3.4m考虑，按满水位上下游水位差取值为35m，渗透系数取坝基强风化粉砂岩平均值6.0710-5 cm/s（换算为0.05m/d）；堆积坝长约为182m，宽度取值57m，透水层厚度计算到-2中风化粉砂岩层面按11.8m考虑（取平均值），按满水位上下游水位差取值为14m，渗透系数取坝基含碎石粉质粘土与-1强风化粉砂岩平均值6.8510-5 cm/s（换算为0.06m/d），代入（1）及（2）式可得（见表4.3-1）。坝基渗漏估算表表4.3-1位置水位差H（m

86、）坝底宽度2b（m）坝长B（m）坝基渗透系数K（m/d）透水层厚度T（m）单宽坝基渗漏量q（m3/dm）坝基渗漏量Q（m3/d）初期坝35351070.053.40.15516.58堆积坝109057.50.068.40.0512.95由表4.3-1可知，在上下游水位差不同时坝基每日渗漏量分别为16.58、2.95m3，渗漏量很小，且下游拟建截渗坝，渗漏水亦会在此被拦截，对环境影响很小。4.4尾矿坝渗透稳定性分析与评价4.4.1坝体浸润线现状尾矿坝所在区域原地面相对平缓，向北微倾，标高大致在124-135m之间，通过对本次勘察所测钻孔水位的整理，其坝体浸润线标高亦呈南高北低的渗流规律，具体的代

87、表性点：ZK19水位标高为167m，ZK17水位标高为164.73m，ZK15水位标高为158.2m。以下从渗流理论的角度对浸润线的变化规律作简要分析。以垂直初期坝轴线的横剖面6-6上钻孔水位数据作为研究对象，建立如图4.5-1所示的理论模型及坐标系。坐标原点位于过底边2/3OQ位置的垂线与过初期坝顶面的水平线的交点，其高程为150m；X轴代表距离，与初期坝轴线垂直，正方向向东南；Y轴代表水位标高，方向向上。据渗流理论，当堆积坝按均质坝考虑时，浸润线的解析式为：（y-150）2= 2h0x+ h02其中h0为浸润线与Y轴交点坐标。将剖面线6-6与库区勘查区最远边界线的交点A（即ZK20）坐标（

88、163,167.76）代入上式，解得h0=0.96，则浸润线的解析式为:(y-150)2=1.92x+0.962浸润线的理论曲线如图4.5-1中曲线a所示，实测数据如曲线b所示，各实测水位数据如表4.4-1。实测水位数据表4.4-1孔号ZK14ZK51#ZK152#3#ZK17ZK19ZK20孔口地面高程150.2151.83159.3161.7163167.8171.53170.9170.36水位埋深289.94.023.53.276.056.83.92.6水位高程Y122.2141.93155.28158.2159.73161.75164.73167167.76水平距离X-16.67-72

89、8435168.392139163备注1、ZK5水位数据为xx铅锌矿尾矿库期中稳定性工程（水文）地质勘察报告中的数据；2、4#观测孔已堵，故未用其水位数据。剖面线6-6上各钻孔水位与计算值比较见表4.4-2。钻孔水位比较表表4.4-2孔号ZK15ZK17ZK19ZK20X4392139163Ya159.14163.33166.36167.76Yb158.2164.73167167.76y0.94-1.4-0.640备注X：钻孔距初期坝顶南缘距离（m） Ya：计算水位标高（m）Yb：实测水位标高（m） y：Ya-Yb（m）由图4.4-1及表4.4-2可以明显看出，浸润线在尾矿库干滩中降落缓慢（A

90、B段，B点为ZK17），坝坡中水力坡度逐渐增大（BC段，C点为浸润线与初期坝上游坝坡交点），进入初期坝后形成陡降曲线（CD段，D点为ZK14），这一点与渗流理论是相符的。但是，在干滩及一段坝坡区域，实测曲线比理论曲线偏高，其原因主要是理论模型假定为均质坝体，而实际堆积坝各区段的颗粒组成及渗透性均有一定差异；在接近初期坝时实际曲线比理论曲线坡降更大，其原因主要为初期坝为透水堆石坝，透水性能很好，当水位进入初期坝上游坝坡时降落加快。通过图表具体分析计算有，iAB=0.04,iBC=0.21,iCD=1.90，浸润线出露位置低于坝脚，未从坡面溢出，有利于坝坡的稳定，现状渗透稳定性较好。随着时间的推移

91、和坝体的加高，初期坝上游的土工布很有可能被於塞或排水阻砂性能降低，加之库区水位的抬升，如不及时采取有效措施，浸润线将缓慢升高，并将有可能从坡面溢出，发生流土（流砂）现象，破坏坝坡的稳定性。因此，应坚持长期连续观测浸润线的变化情况，做好记录并进行分析，以便提前采取措施，降低浸润线，预防坡面溢流。4.4.2坝体加高后浸润线变化的分析及预测随着堆积坝的堆筑加高，库区水位相应抬升，沉积干滩向南延伸，堆积坝坝体浸润线也必将随之发生变化。根据渗流理论及检测结果，坝体浸润线的变化主要与库区水位、干滩长度、初期坝上游透水效果等因素有关。从各单个因素来看：库区水位升高，浸润线随之升高；干滩长度延长，浸润线相应降

92、低；初期坝上游透水效果减弱，浸润线随之升高。此外，坝体堆积颗粒的均匀性及渗透系数对浸润线的变化也有一定影响，而季节性的降雨及干旱对坝体的浸润线影响较小，其原因在于库区水位能够进行人工调控。根据甲方提供的“铅锌尾矿库浸润线标高观测记录表”中的数据分析可知坝体水位初始稳定状态在2012年7月，由于时间关系，当下没有一个完整水文年的观测孔水位数据，但通过对数据的分析可以看出，在库区水位升高、干滩长度延长等综合因素的影响下，坝体浸润线有所上升，其升幅大致在0.35-0.88之间，平均升幅0.61m。2013年4月观测孔水位标高与2012年7月初始稳定水位标高的对比详见表4.4-3。各观测点水位标高与初

93、始稳定水位对比表表4.4-3孔号地面标高初始稳定水位埋深初始稳定水位标高2013年4月水位埋深2013年4月水位标高变化值WC1159.34.9154.44.02155.280.88WC21633.3159.73.27159.730.03WC3167.86.4161.46.05161.750.35WC4170.43.7166.7已堵孔-由于库区水位上升幅度小，加之缺乏准确的与浸润线变化密切相关的库水位高程及沉积滩长度资料，且设计采用上游法废石加高方案进行尾矿库扩容，堆砌废石的渗透性能也未知，在目前情况下，难以找出浸润线上升的准确规律性。因此，要预测坝体堆高至184m高程时的浸润线位置是十分困难

94、的。本报告只能对诸多不确定因素给予相对理想化的假定，同时结合目前已掌握的规律性作出粗略的推测。各假设条件如下：1）堆积坝坝顶标高为184m，预测库区浸润线最高水位标高为175m，沉积滩干滩长140m。堆积坝总体按均质坝考虑。2）根据浸润线的变化规律分割成三部分，即EF段、FG段、GH段，E点为干滩边界处，F、G、H三点分别对应A、B、C三点。基于以上假设，推测坝高184m时浸润线如下：A点以南：E、F两点水位差h=174iAB=6.96m，F点水位hF=175-6.96=168.04m；F、G两点水位差h=97iBC=20.37m，G点水位hG=168.04-20.37=147.67；G、H两

95、点水位差 h=12iCD=22.8m，H点水位hH=147.67-22.8=124.87m。（说明：计算中涉及到的有关水平距离为CAD图上量得）预测最终浸润线位置见图4.4-2。浸润线出露位置低于坝脚，未从坡面溢出，有利于坝坡的稳定，但由图上可知坝坡位置的浸润线局部水位在1.5m左右，埋深较浅，有可能成坝体外坡渗流，威胁坝体安全，故预测渗透稳定性一般。建议在库内靠近堆积坝的位置设置排水井，以达到降低浸润线的效果。坝体加高、库区水位抬升过程中，堆积坝体的浸润线位置亦可参照上述假设条件作初步预测，但应结合长期观测结果进行必要的修正。总之，浸润线的确定和预测是一个需要不断总结完善的过程。4.5尾矿坝

96、静力稳定性分析与评价尾矿堆积坝北坡各时段的尾矿堆筑位置及边坡坡角均为人工控制，而沉积滩及库区内尾矿则相当于自然沉积，库区内尾矿水下沉积坡形亦为自然形成。从溃坝的危害性来看，尾矿坝的安全性主要在于坝坡的稳定性。鉴于以上原因，在此我们仅对坝体北坡的现状稳定及堆筑至184m标高的稳定性进行分析评价及预测。4.5.1现状稳定性分析评价堆积坝尾矿土从颗粒组成的角度可分为-2尾细砂、-3-1尾粉砂、-3-2尾粉砂，宏观上两层土自上而下依次分布，在此对横剖面6-6进行综合分析。计算采用北京理正软件研究所研制出的“理正岩土计算软件（5.11版）”，该软件编制原理成熟可靠、计算方法多样、操作界面简洁、计算结果准

97、确。根据软件使用要求，事先对坝坡建立坐标系统、确定节点坐标、划出不同土层区域、对浸润线作线段化处理，然后选择不同的计算方法及土层参数进行计算。因各土层均不同程度地表现出粘性土特征，所以计算破裂面假定为圆弧形。计算方法采用总应力法、瑞典条分法、天然快剪指标。相关计算参数见表4.5-1。稳定计算抗剪强度指标取值表表4.5-1分析目标计算方法强度指标-2尾细砂-3-1尾粉砂-3-2尾粉砂现状分析总应力法天然快剪C（kPa）（）C（kPa）（）C（kPa）（）7.126.512.325.115.224.8在计算坝坡安全系数的过程中，给定以下边界条件:初期坝强度足够高，滑动面不切穿初期坝；滑动面不切穿基

98、底中风化粉砂岩。计算先采用逐渐缩小圆心范围自动搜索，最后确定最小安全系数及相应的圆心位置及滑动半径，计算结果 Kmin=1.316；通过对计算的结果分析发现，最不利滑动面位于初期坝下游坝坡位置，其安全系数Kmin=1.316。根据岩土工程勘察规范（GB50021-94），对工程安全等级为一级的边坡工程，安全系数K值宜为1.301.50。由此可见，目前坝体边坡的现状稳定性安全系数满足规范要求，且与实际情况基本吻合。作为对比，假设堆积坝体沿初期坝（不考虑坝体强度）中部产生穿切，经软件试算，此情况下滑移圆弧面越远离干滩安全系数越小，故按最不利状态下让滑弧经过现堆积坝坝顶及初期坝中部，圆心取（60，1

99、50 ），滑弧半径取145m， 计算所得安全系数Kmin=1.8651.316，其稳定性较高；以上计算成果详见附页。综上所述：尾矿坝现状稳定性较好，坝体沿初期坝中部穿切产生滑移的可能性较小。堆坝过程中应控制坝坡增高速率及坡角，防止坡面局部坡角过大，产生坡面的滑移变形。同时还应采取相应措施降低浸润线标高，防止坝体产生整体滑移。.2加高至184m标高的稳定性分析预测尾矿坝设计最终堆筑标高为184m，比现有高度高出约12.5m，为预测其稳定性，破裂面仍然假定为圆弧形，计算方法采用瑞典条分法法，抗剪强度参数采用天然抗剪指标。相关计算参数见表4.5-1。坝体堆至184m标高时，推测浸润线位置如图4.4-

100、2所示。计算采用逐渐缩小圆心范围自动搜索法确定最小安全系数，计算结果Kmin=1.315。由最不利滑动面可知，坝体的稳定性安全系数满足规范要求。同样作为对比，假定滑动面穿过初期坝体，滑弧圆心取（80，155），滑弧半径取150 m，计算所得安全系数K=1.7701.315，其稳定性较高。以上计算成果详见附页。综上所述：尾矿坝加高至184m标高时的整体稳定性较好，深层滑移破坏的可能性小，但加高后浸润线抬升对尾矿坝稳定性构成威胁，建议加强观测，并实施排渗井措施，降低浸润线，以免对尾矿坝坝体滑移产生不利影响。在此需特别指出的有几点：1、下卧土层的取值介于含碎石粉质粘土和强风化粉砂岩之间；2、设计采用

101、采场废石上游法加高坝体，由于表层非饱和尾砂属高压缩性土，以尾砂为加高坝基废石堆积会使坝体坝坡产生较为严重的挤压变形及沉降，严重影响尾矿坝坝体的稳定性，建议设计院对采用采场废石上游法加高坝体重新进行设计验算；3、据有关资料，当尾矿土侧压力（相当于3）大于1000KPa时，值将减小8-13，建议设计单位在根据具体资料的情况下对坝体加高的稳定性重新验算评价；4、坝体现状及加高后稳定性分析均未考虑地震作用的影响。5、副坝工程地质条件分析与评价5.1坝体工程地质条件坝体工程地质条件详见2.1节工程地质条件，据本次钻探并结合我院2011年8月xx铅锌矿尾矿库副坝工程地质勘察报告，副坝坝体出露的地层为：新近

102、人工回填土、第四系全更新统残坡积粉质粘土层（Q2el+dl），可-硬塑状、泥盆系跳马涧组粉砂岩（D2t）。岩土层埋深、标高及层厚详见工程地质剖面图及钻孔柱状图，其它部位引用2011年8月xx铅锌矿尾矿库副坝工程地质勘察报告。各岩土层分布情况如表： 副坝远景 副坝下游的采矿场副坝坝体各岩土层分布情况表5.1-1地层编号地层名称层顶埋深（m）层厚（m）分布情况-2人工填土0-5.3左坝肩未分布，坝体较密实含碎石粉质粘土0-22.4均有分布-1强风化粉砂岩均有分布-2中风化粉砂岩（未揭穿）均有分布5.1.2坝基持力层分析评价现有副坝为透水坝，采用废石一次性堆筑，坝顶宽12m，加固后上游坝坡设砂砾料和

103、粗砂反滤层，反滤层外设干砌块石护坡，坝坡1:2.0，下游坝坡采用干砌块石护坡，坝坡1:2.0。副坝坝体加固方量约为3000m3。根据以往资料结合本次勘探结果，左右坝肩及坝轴中部坝基持力层为第四系中更新统残坡积含碎石粉质粘土层及粉质粘土层，可-硬塑状，厚度1.26.9m，承载力基本能满足设计要求，且下部为强-中风化粉砂岩，无软弱下卧层。副坝目前未发现较大沉降，如尾矿坝加高扩容后，设计单位可根据表2.1-5“各岩土体物理力学指标建议值表”进行验算，若加固后沉降量超出设计及规范允许范围，可对第四系松散层进行压密注浆加固处理。5.2浸润线分析与评价1）现状浸润线分析与评价勘察期间库区沉积滩水位标高为1

104、68.90m，根据本次实测6个水位观测管的结果，副坝上游坝顶水位标高在163.50m164.5m，下游坝坡水位标高在157.36161.85m，因此分析浸润线标高为168.90157.36m，按122.50m的渗漏距离计算，水力坡度为5，呈北高南低，东高西低的渗流趋势，根据现场调查，在坐标X =3117535.918、Y = 588279.8625、Z=155.90m部位长期有渗漏现象，实测渗漏量为98m3/d，该情况也正符合浸润线东高西低的现象。照片如下： 库区勘察时水位 副坝下游渗漏点2）加高扩容后浸润线分析与评价随着尾矿坝扩容加高，库区沉积滩地下水位相应抬升，沉积干滩向南延伸，副坝浸润线

105、也必将随之变化。坝体浸润线的变化主要与库区沉积滩水位、干滩长度、排水效果等因素有关。从各个单元因素分析：库区沉积滩水位升高，浸润线随之升高；干滩长度延长，浸润线相应有所降低；排水效果减弱，排渗不畅，浸润线随之升高。坝体堆积颗粒的均匀性及渗透系数也对浸润线的变化有一定影响；而季节性的降雨及干旱对坝体的浸润线影响较小，原因在于库区水位能够进行人工控制。根据以往尾矿坝浸润线资料，其上升幅度较小，但缺乏相应时期的与浸润线变化有关的库区水位及干滩长度，目前情况下难以准确预测尾矿坝加高至184m标高的浸润线位置，本报告只能根据2011年8月的副坝勘察时的水位与本次勘察时的测点水位进行比较推测，平均升幅0.

106、56m，此为一年半的使用升高量，按尾矿坝标高171.50m堆积至184.00m使用十二年计算，生产规模不变的情况下，浸润线将增高4.48m，预计副坝上下游浸润线将至173.38-161.84m位置。水位对比详见表5.1-1。总之，本次推测仅供参考，尾矿坝加高扩容后应进行浸润线长期观测，确定和推测是一个不断完善的过程。副坝观测水位对比表表5.2-1观测点号WC5WC6WC7WC8WC9WC10时间201120132011201320112013201120132011201320112013水位标高166.51封堵163.84163.50164.80164.50156.71157.36160.8

107、7161.31159.50161.85变化值-0.34-0.300.650.442.35备注坝顶部位，顺序自左向右下游坝坡中间部位，顺序自左向右5.3现状稳定性分析与评价1)坝基渗透及稳定性分析副坝为透水型粘土堆石混合坝，坝基中部及两坝肩均为第四系松散堆积层，渗透性等级为弱透水性。坝基及坝肩渗漏途径主要为第四系松散堆积层的含碎石粉质粘土及粉质粘土层，其渗漏量对坝体稳定性影响小，坝基少量渗漏时不会造成渗透变形，对坝基稳定无不利影响。2）坝体渗透分析与稳定性评价根据以前设计资料可知，副坝上游坝外坡为粘土斜墙，下游坝体为堆石体，粘土体与堆石体之间设置一层土工膜，粘土体与土工膜一起联合防渗；副坝轴线长

108、72m，坝高15.4m，坝顶标高173m，坝顶宽4m，上游坝坡12.5，下游坝坡12.0。2001年7月，在副坝施工至165m标高时，由于副坝施工进度慢，尾矿库水倒灌至采场，为了保证矿山正常生产，临时采用采场废石一次性成坝，最终形成副坝坝顶标高185m，坝顶宽12m，上游坝坡1:1.2，下游坝坡1:1.7，下游坝坡延伸至坝下 30m。由此分析，165m标高后采用废石一次性堆坝存在渗漏尾砂的隐患，且已发现渗漏现象，位置在X =3117535.918、Y = 588279.863、Z=155.90m，实测渗漏量为98m3/d，矿方已采取相应的引流措施，将其引致矿坑集中处理排放，但长期渗流对坝体的稳

109、定很不利，建议加强防渗措施；目前上、下游坝坡均达不到设计要求，堆积坡度过陡，且松散，存在塌落失稳的可能，因此，同时也需对副坝进行加固处理。5.4尾矿库加高扩容后稳定性分析与评价尾矿库加高扩容后，浸润线将产生变化，随之升高，据推测上游部位将增高至173.38m，与坝体渗漏部位165m水位高差8.38m，对坝体稳定性会产生较小影响，但将导致渗漏加快，影响露天采矿场的正常施工。因此，尾矿库加高扩容前应及时对副坝进行加固防渗处理。6、截渗坝工程地质条件分析与评价6.1坝址工程地质条件1)地形地貌截渗坝位于初期坝下游80m左右，坝址区属山间冲沟地貌，主要为水稻田，左右坝肩坡度较陡，坡度约15-20，为低

110、山地貌，沟谷底平坦，宽约20米，形态总体上呈“U”型谷，地形地貌对建筑截渗坝有利。照片如下：截渗坝坝址区2)地层岩性及分布特征据本次钻探，截渗坝坝址区出露地层有石炭系华山岭组（C1h）、第四系残坡积含碎石粉质粘土层（Q2el+dl），下游截渗坝距下游初期坝较近，地层分布规律基本与尾矿坝址区相同。钻孔各岩土层岩性特征及分布情况详见工程地质剖面图及钻孔柱状图，其统计情况如下：截渗坝坝址区各岩土层分布情况表6.1-1地层编号地层名称层顶埋深（m）层厚（m）分布情况-1素填土0主要分布在道路上含碎石粉质粘土0-3.10均有分布-1强风化粉砂岩均有分布-2中风化粉砂岩均有分布-3微风化粉砂岩（未揭穿）均

111、有分布3)坝基持力层分析评价截渗坝为浆砌块石重力坝，新增截渗坝坝顶标高121m，坝顶宽2.0m，坝高5m，坝长30m，下游坝坡1:0.75，坝基进行帷幕灌浆，浆砌块石方量约1000m3。根据坝轴工程地质剖面图可以看出，截渗坝基础全部位于第四系残坡积层，承载力完全能满足设计要求，由于坝高才5m左右，第四系松散层的建坝时只需清除表层植被松散层即可。4)坝基抗滑稳定性分析截渗坝为浆砌块石重力坝，第四系松散土层整体较平坦，整体坡度小于1，坝基以下无软弱夹层，且坝下采用帷幕灌浆处理，总体判定坝基抗滑稳定性较好，相关抗滑设计参数见表4-1.2坝基底面与地基土之间的摩擦系数值表6.1-2地层编号地层名称摩擦

112、系数f含碎石粉质粘土0.28-1强风化粉砂岩0.506.2渗漏稳定性分析与评价截渗坝为不透水浆砌块石重力坝，坝基地层主要为，含碎石粉质粘土、强风化粉砂岩千枚岩、中风化粉砂岩、微风化粉砂岩，根据该坝址各孔水文试验，各岩土层渗透系数见表6.2-1。各岩土层注（压）水试验统计表 表6.2-1地层名称试验方法渗透系数平均值（cm/s）透水率平均值（Lu）渗透性等级含碎石粉质粘土注水试验6.7810-5弱透水强风化粉砂岩注水试验7.7110-5弱透水中风化粉砂岩压水试验9.9310-60.66Lu微透水微风化粉砂岩压水试验2.2210-60.15 Lu微透水坝基自含碎石粉质粘土层以下均为弱透水层，基本可

113、满足设计要求，但鉴于含碎石粉质粘土层中，含20-40%碎石不等，经库区内排、渗下来的地表水腐蚀后可能产生渗漏影响下游的耕植物，建议设计采用帷幕灌浆处理，处理后，坝基渗漏量很小，不会造成渗透变形，对坝基稳定无影响。6.3坝肩边坡稳定性分析与评价截渗坝坝址区两侧库岸主要为粉砂岩岸坡，坝肩表层残坡积层、强风化层一般厚度6.3011.30，左、右坝肩坡度约30，坝高5米，左右坝肩节理裂隙发育程度一般，倾角为2459，对边坡的稳定性较为有利，边坡稳定性好。尾矿坝坝址区一带库岸山坡主要为凝灰质千枚岩岸坡，坝肩表层残坡积层、全风化层厚度一般为36m，山坡坡度左坝肩为25左右，右坝肩20左右。各裂隙产状详见表

114、2.1-32.1-4。通过坝址区左右坝肩节理裂隙倾向玫瑰花图（见图4.1-1）分析，左右坝肩节理裂隙发育程度一般，倾角较大，对边坡的稳定性不构成大的影响。通过赤平极射投影图（图4.1-2）亦可知，大部分节理裂隙倾向与坡向相反或斜交，少数节理裂隙倾向与坡向相近，但倾角均大于坡角，属较稳定结构类型。 由此综合判定，截渗坝左右坝肩边坡稳定性较好。 截渗坝左坝肩 截渗坝右坝肩图6.3-1截渗坝坝肩节理裂隙倾向玫瑰花图 图6.3-2截渗坝坝肩节理裂隙赤平投影图6.4截渗坝场地稳定性与适宜性评价拟建坝址区无活动性断层通过，未见不良地质作用发育，场地稳定。勘察区内地层较为单一，但坝址区存在渗透变形问题，需采

115、取工程措施处理，场地适宜性为基本适宜。7、新建排洪系统工程地质条件分析与评价7.1隧洞沿线工程地质条件7.1.1地形地貌排洪隧洞从尾矿库区东南角至初期坝左坝肩，总体走向为西南呈圆弧状，山体较雄厚，植被发育，山顶呈尖顶状，隧洞基础设计底标高为150170m，洞身埋深3060m，沿线无沟谷切割，山坡坡度多在3050之间。隧洞出口处接一段陡槽，库内洪水经陡槽跌坎消能后进入截渗坝前溢流外排。7.1.2地层岩性及分布特征拟建排洪隧洞揭露地层主要为石炭系华山岭组、泥盆系跳马涧组粉砂岩及第四系残坡积层，残坡积层厚度一般为1.84.2m，下伏岩石风化不均，沟谷地段风化层较薄，山顶、山坡风化层厚。由于隧洞沿线基

116、础埋深均较大，基础持力层均为中风化粉砂岩，承载力能满足设计要求，洞身岩体也相对较完整。揭露地层统计详见下表7.1-1，具体地层及围岩分类详见各隧洞推测剖面图。 新建排洪系统地段各岩土层分布情况表7.1-1地层编号地层名称层顶埋深（m）层厚（m）分布情况-2素填土05.20仅分布于陡槽跌坎处含碎石粉质粘土02.60-3.30仅陡槽跌坎处未揭露-1强风化粉砂岩3.30-5.201.60-3.90分布于ZK3、ZK4-2中风化粉砂岩6.80-7.209.70-45.80（部分孔未揭穿）分布于ZK3、ZK4-3微风化粉砂岩16.508.18（未揭穿）仅ZK3揭露-1强风化粉砂岩2.60-3.208.8

117、0-11.80分布于ZK7、ZK8、ZK9-2中风化粉砂岩11.50-14.409.75-59.50（部分孔未揭穿）分布于ZK7、ZK8、ZK9角砾岩（断裂带）4.20-40.001.30-4.40仅ZK3、ZK4揭露7.1.3水文地质条件隧洞进出口均位于较高的山坡上，无地表水，排水通畅。隧洞沿线所穿越山体中风化粉砂岩深部岩体较完整，且断裂构造均为压扭性，基本不含基岩裂隙水，但隧洞施工中局部可能遇到渗水滴水现象，须采取相应处理措施，确保施工和运营安全。7.1.4不良地质条件拟建排洪系统场地主要位于拟建库区沟谷左岸，沿线地层分布以泥盆系跳马涧组粉砂岩为主，在勘察时隧洞沿线及周边未发现滑坡、崩塌、

118、泥石流等不良地质作用。但其沿线地表冲沟稍发育，冲沟均为季节性流水冲沟，雨季水量较大，旱季水量较小或干涸。冲沟多呈“V”字型，冲沟内多为基岩出露，残坡积层很薄，冲沟下蚀作用较弱。但雨季水量较大时，其具一定下蚀、切割作用，对隧洞顶板稳定性有一定影响，特别是隧洞顶板厚度较薄时（隧洞进出口地段）。其余地段冲沟下蚀、切割作用对隧洞顶板稳定性影响不大。另外，工程建设中应注意保护植被，减少滑坡、崩塌和泥石流的发生机会，减轻冲沟下蚀作用。7.2隧洞进出口段稳定性分析评价隧洞进出口山坡植被发育，水土流失不严重，主要为第四系残坡积、进口泥盆系跳马涧组粉砂岩、出口石炭系华山岭组粉砂岩边坡，通过洞口边坡的地表调查，边

119、坡稳定性按边坡稳定性量化评价标准 (表7.2-1)进行评定，隧洞进出口边坡自然状态下总体稳定性均较差，建议施工时采取相应的措施进行防护处理。详见下表7.2-2。边坡稳定性量化评价标准表(岩土混和边坡) 表7.2-1评价因子权重因子量级划分差得分中等得分好得分斜坡坡度（）0.16504.830-503.2301.6斜坡高度（m）0.10503.020-502.0201.0斜坡结构类型0.14顺向坡4.2斜向坡2.8逆向坡1.4裂隙发育程度及岩体结构类型0.14发育、散块状4.2较发育、块状、层状2.8不发育、层状、块状、块体状1.4软弱夹层0.17有5.1不连续3.4无1.7强风化带厚度(m)0

120、.13103.95-102.651.3残坡积层厚度(m)0.1564.53-63.031.5边坡稳定性分级D23.4稳定性差：16.7D23.4稳定性较差，D16.7稳定性好（D-为总分值）。隧洞进出口边坡稳定性评价表表7.2-2评价因子斜坡坡度()斜坡高度（m）斜坡结构类型裂隙发育程度及岩体结构类型软弱夹层强风化带厚度(m)残坡积层厚度(m)边坡稳定性总分(D)及稳定性等级权重0.160.10.140.140.170.130.15排洪系统隧洞进口30.826顺向坡发育层状无941D=20.9稳定性较差3.224.24.21.72.631.5排洪系统隧洞出口38.252顺向坡发育层状无424D

121、=19.1稳定性较差3.234.24.21.71.31.51.57.3洞身围岩稳定性分析评价工程地质分析法尾矿库排洪隧洞总长约760m，走向西南呈圆弧状，隧洞纵坡约为2。隧洞断面采用城门洞型，断面净尺寸直墙高宽=2.22m，进口标高170m，出口标高150m。库内洪水位经陡槽跌坎消能后进入截渗坝前溢流外排。隧洞上覆岩土层厚度约1.84.2m，除隧洞进出口外，洞身岩体属中微风化的坚硬粉砂岩，岩体物理力学性质指标见表2.1-2。根据现场调查库区内构造破碎带与隧洞的相关关系详见综合地质图,隧洞沿线经过F1、F4、F5断层，因此局部会受构造破碎带的影响，节理裂隙较发育，隧洞施工期间可能局部产生塌方或掉

122、块现象。隧洞围岩分级参照中小型水利水电工程地质勘察规范（GB50487-2008）附录A，本工程隧洞穿越各地层相应围岩类别见下表：围岩工程地质分类 表7.3-1围岩类别围岩稳定性坚固系数支护类型本工程相应地层基本稳定。围岩整体稳定，不会产生塑性变形，局部可能产生掉块。不支护或局部锚杆或喷薄层混凝土。大跨度时，喷混凝土、系统锚杆加钢筋网。微-中风化粉砂岩局部稳定性差。围岩强度不足局部会产生塑性变形，不支护可能产生塌方或变形破坏。0.3喷混凝土、系统锚杆加钢筋网。跨度为20-25m时，并浇筑混凝土衬砌。强风化粉砂岩不稳定。围岩自稳时间很短，规模较大的各种变形和破坏都可能发生。喷混凝土、系统锚杆加钢

123、筋网，并浇筑混凝土衬砌。第四系残坡积层注：岩石坚固系数f=R/100(R单位kg/cm2)，按试验指标换算。根据隧洞进出口及各洞身沿线地质调查，推测绘制隧洞沿线地质剖面及围岩类别划分，详见隧洞推测纵剖面图。理论计算法天然应力计算法在洞室开挖前，岩体的每一个单元体均处于天然应力的平稳状态，由岩层的自重作用于单元体上的垂直和水平应力分别为：P0h -PxPyP0 -式中P0由自重引起的垂直应力（T/m3）Px、Py由自重引起的水平应力（T/m3）岩体容重（T/m3）h洞室埋深（m）侧压力系数（/（1）泊松比由岩石试验可知，中风化岩体容重取值为2.70 kg/m3，泊松比为0.20，洞室埋深分别取值

124、为（10、20、30、40、50、60及70m），代入式及式结果见下表：垂直应力、水平应力计算表表7.4-2应力名称洞室埋深10203040506070P0（kPa）275481108135162189PxPy（kPa）6.75 13.50 20.25 27.00 33.75 40.50 47.25 另外，地表调查及钻探只针对隧洞洞口及沿线局部地段，查明隧洞洞口围岩完整性，不能代表整个隧洞区的岩体特征，因此宜根据实际地质情况而有所变化。在山体深部尚未查明的岩性较破碎处，或山沟切割洞顶覆盖层较薄处，施工时应及时根据实际情况调整方案。7.4施工方法及支护型式的建议根据野外地质调查及钻探勘察，拟建隧

125、洞围岩稳定主要受软弱结构面组合控制，尤其是洞口附近，可能发生小中等坍落，应及时衬砌。隧洞中部完整的粉砂岩，稳定性较好，局部裂隙发育地段可能会产生小型坍落或掉块，应相应加固处理。另外拟建隧洞在岩性较破碎处，或山沟切割洞顶覆盖层较薄处，可能产生较大的变形破坏或坍塌甚至可能出现冒顶，洞体不稳定，施工时需采取相应的加固措施。由于勘察区地表植被发育，有些断裂及隐性延伸被覆盖尚未发现，地下施工过程中可能会遇见，需予以足够重视，应进行信息化施工和超前钻探。在隧洞施工过程中，宜采用快速施工以尽量减少岩体松动及围岩压力的发展。若穿过构造破碎带及结构面时，开挖需支护紧跟或超前支护、全断面衬砌。同时施工过程中应加强

126、监测及排水工作。隧洞衬砌型式应综合考虑断面形状和尺寸、运行条件、围岩条件、防渗要求、施工方法及支护效果等因素，可采用喷锚衬砌或喷锚加钢筋网衬砌、混凝土衬砌和钢筋混凝土衬砌。请设计部门从技术、经济及合理的角度比较综合确定。另外需特别重视的是隧洞进出口，由于围岩类别较差，稳定性均较差，建议进行超前支护。7.5场地稳定性与适宜性评价拟建排洪隧洞场地无活动性断层通过，未见不良地质作用发育，拟建场地属稳定场地。但场地地表冲沟发育，对隧洞顶板具一定下蚀、切割作用，需采取防地表水冲刷措施。且隧洞局部围岩稳定性差，需采取支护措施。拟建场地适宜性为基本适宜。8、天然建筑材料尾矿坝及副坝加高与新建截渗坝所需筑坝材

127、料总量为：废石约5万m3；块石1万m3；砂砾石料约5000 m3，粗砂约5000 m3。其中尾矿坝所需废石料4.7万m3，块石量5440m3；副坝所需块石料约3000m3，截渗坝所需块石料约1000m3。根据设计要求，块石料饱和抗压强度大于40MPa，软化系数大于0.85，莫氏硬度不低于3，岩石容重大于2.4t/m3，由于勘察库区及邻近范围内地层岩性为粉砂岩及灰岩，此类岩石的中风化或微风化的饱和抗压强度约33.852.8MPa左右，软化系数0.680.97，大部分不能满足筑坝所需块石的设计要求。即使选合格的岩石作为石料，也只有截渗坝部位埋藏较浅，该部位根据现场地形条件及拟建建筑状况也不宜开挖，

128、其它合格部位埋藏都将超过30m，开采条件困难。本次调查本着由近及远，尽量靠近坝址分布，节约资源的原则下，废石可在原露天采矿场取用，为砂岩及灰岩，块石可在尾矿库北侧2公里处的太阳采石场取用，为石灰岩，砂岩呈青灰色，薄-中厚层构造，铁质胶结，灰岩呈浅灰色，隐晶质结构，中-厚层构造。废石粗骨料建议粒度在300500mm之间，细骨料可采用一定比例砂砾石大小的废石进行充填。经取样测试，岩石的物理、力学指标及储量均可达到筑坝设计要求，其各指标实验值如下表所示。建筑材料各物理、力学指标建议值一览表表8-1项目饱和抗压强度（MPa）软化系数天然容重（kN/m3）饱和容重（g/m3）凝聚力（Mpa）内摩擦角（）

129、废石砂岩33.80.5327.327.72.3541.7灰岩52.80.6827.227.53.6936.8块石（石灰岩）46.276.20.900.9227.227.327.327.62.413.3638.239.79、结论及建议1、xx铅锌矿尾矿库位于选矿厂以东的山谷中，为山间盆地，库区所在沟谷内无居民、建筑物及其它设施，扩容后对周边环境无安全及环境不利影响，场地适宜库区扩容建设。2、经取样分析，场地地下水对混凝土结构具弱腐蚀性，对钢筋混凝土结构中钢筋具微腐蚀性；含碎石粉质粘土对混凝土结构具弱腐蚀性，对钢筋混凝土中钢筋具微腐蚀性，对钢结构具中等腐蚀性。3、勘察场地类别为类，抗震设防烈度小于

130、6度，设计地震分组第一组，总体上属对建筑抗震一般地段，地震动峰值加速度小于0.05g，场地稳定性好，场地地基土层可不考虑饱和砂土液化判别。建议工程设计单位按6度或按有关规定设防，并对震害问题进行试验和分析研究。4、通过现场注（压）水试验综合分析统计：-1素填土属中等透水性；-2尾细砂属中等透水性；-3尾粉砂属中等透水性；含碎石粉质粘土属弱透水性；-1强风化粉砂岩岩属弱透水性；-2中风化粉砂岩呢岩属微透水性；-3微风化粉砂岩属微透水性；-1强风化粉砂岩岩属弱透水性；-2中风化粉砂岩呢岩属微透水性；-3微风化粉砂岩属微透水性。详见各岩土层注（压）水试验统计表。5、尾矿坝现状浸润线在尾矿库干滩中降落

131、缓慢，坝坡中水力坡度逐渐增大，接近初期坝时形成陡降曲线，浸润线出露位置低于坝脚，未从坡面溢出，有利于坝坡的稳定，现状渗透稳定性较好；经分析坝体加高后浸润线可能从坝坡出露，形成坝体外坡渗流、管涌、坍塌，严重威胁坝体安全。建议在库内靠近堆积坝的位置设置排水井，以达到降低浸润线的效果，并坚持长期连续观测浸润线的变化情况，做好记录并进行分析，以便提前采取措施，降低浸润线，预防坡面溢流。6、尾矿坝现状稳定性一般，坝体沿初期坝中部穿切产生滑移的可能性较小。为此，堆坝过程中应控制坝坡增高速率及坡角，防止坡面局部坡角过大，产生坡面的滑移变形。同时还应采取相应措施降低浸润线标高，防止坝体产生整体滑移。尾矿坝加高

132、至184m标高时的整体稳定性较好，深层滑移破坏的可能性小，但加高后浸润线抬升对尾矿坝稳定性构成威胁，建议加强观测，并实施排渗井措施，降低浸润线。7、设计采用采场废石上游法加高坝体，由于表层非饱和尾砂属高压缩性土，以尾砂为加高坝基废石堆积会使坝体坝坡产生较为严重的挤压变形及沉降，严重影响尾矿坝坝体的稳定性，建议设计院对采用采场废石上游法加高坝体重新进行设计验算；据有关资料，当尾矿土侧压力（相当于3）大于1000KPa时，值将减小8-13，建议设计单位在根据具体资料的情况下对坝体加高的稳定性重新验算评价；坝体现状及加高后稳定性分析均未考虑地震作用的影响。 8、副坝发现有渗漏现象，位置在X =311

133、7535.918、Y = 588279.8625、Z=155.90m，实测渗漏量为98m3/d，需进行防渗处理；目前上、下游坝坡均达不到设计要求，堆积坡度过陡，且松散，存在塌落失稳的可能，因此，同时也需对副坝进行加固处理。尾矿库加高扩容后，浸润线随之升高，这将加快坝体渗漏部位的渗漏，影响露天采矿场的正常施工，建议尾矿库加高扩容前应及时对副坝进行加固防渗处理。9、截渗坝位于初期坝下游80m左右，坝址区属山间冲沟地貌，主要为水稻田，左右坝肩坡度较陡，坡度约15-20，为低山地貌，沟谷底平坦，宽约20米，形态总体上呈“U”型谷，地形地貌对建筑截渗坝有利。拟建坝址区无活动性断层通过，未见不良地质作用发

134、育，场地稳定。勘察区内地层较为单一，但坝址区存在渗透变形问题，需采取工程措施处理，场地适宜性为基本适宜。10、堆积坝、截渗坝坝肩边坡稳定性均较好。11、拟建排洪隧洞场地无活动性断层通过，未见不良地质作用发育，拟建场地属稳定场地，场地适宜性为基本适宜。但场地地表冲沟发育，对隧洞顶板具一定下蚀、切割作用，需采取防地表水冲刷措施。且隧洞局部围岩稳定性差，需采取支护措施。支护建议详见表7.3-1及7.4条。12、废石可在原露天采矿场取用，为中风化硅质砂岩及灰岩，砂岩呈青灰色，薄-中厚层构造，铁质胶结，灰岩呈浅灰色，隐晶质结构，中-厚层构造。废石粗骨料建议粒度在300500mm之间，细骨料可采用一定比例

135、砂砾石大小的废石进行充填。块石可在尾矿库北侧2公里处的太阳采石场取用，为中风化石灰岩，经取样测试，块石软化系数0.90.92，饱和抗压强度为46.276.2MPa，岩石容重2.722.73t/m3，两种岩石的物理、力学指标及储量均可达到筑坝设计要求。10、尾矿坝现状及加高扩容后稳定性计算书-计算项目：现状稳定性分析-最小安全系数计算瑞典条分法（等厚土层土坡稳定计算）-计算简图控制参数: 采用规范:通用方法 计算目标:安全系数计算 滑裂面形状: 圆弧滑动法 不考虑地震坡面信息 坡面线段数 4 坡面线号 水平投影(m) 竖直投影(m) 超载数 1 50.000 25.000 0 2 4.000 0

136、.000 0 3 107.500 21.500 0 4 100.000 0.000 0土层信息 上部土层数 3 层号 层厚 重度 饱和重度 粘聚力 内摩擦角 水下粘聚 水下内摩 十字板 强度增 十字板 强度增长系数 全孔压系数 (m) (kN/m3) (kN/m3) (kPa) (度) 力(kPa) 擦角(度) (kPa) 长系数 下值(kPa) 数水下值 系数 1 17.500 22.100 22.100 15.200 24.800 15.200 24.800 - - - - - 2 10.000 21.300 21.500 12.300 25.100 15.200 24.800 - - -

137、 - - 3 19.000 19.800 21.400 7.100 26.500 15.200 24.800 - - - - - 下部土层数 1 层号 层厚 重度 饱和重度 粘聚力 内摩擦角 水下粘聚 水下内摩 十字板 强度增 十字板 强度增长系数 全孔压系数 (m) (kN/m3) (kN/m3) (kPa) (度) 力(kPa) 擦角(度) (kPa) 长系数 下值(kPa) 数水下值 系数 1 2.800 19.300 19.900 27.000 26.000 28.000 25.000 - - - - -水面信息 采用总应力法 考虑渗透力作用 不考虑边坡外侧静水压力 水面线段数 3 水

138、面线起始点坐标: (54.000,-3.000) 水面线号 水平投影(m) 竖直投影(m) 1 11.570 22.000 2 97.100 20.520 3 71.000 3.030计算条件 圆弧稳定分析方法: 瑞典条分法 土条重切向分力与滑动方向反向时: 当抗滑力对待 稳定计算目标: 自动搜索最危险滑裂面 条分法的土条宽度: 5.000(m) 搜索时的圆心步长: 5.000(m) 搜索时的半径步长: 1.000(m)-计算结果:- 最不利滑动面: 滑动圆心 = (5.314,58.900)(m) 滑动半径 = 58.799(m) 滑动安全系数 = 1.316 起始x 终止x li Ci i

139、 条实重 浮力 地震力 渗透力 附加力X 附加力Y 下滑力 抗滑力 (m) (m) (度) (m) (kPa) (度) (kN) (kN) (kN) (kN) (kN) (kN) (kN) (kN) - 0.583 3.291 -3.293 2.71 15.20 24.80 45.20 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 64.69 3.291 6.000 -0.652 2.71 15.20 24.80 131.85 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 103.60 6.000 10.387 2.809 4.39 15.20 24.80 376.

140、65 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 18.46 240.61 10.387 14.775 7.104 4.42 15.20 24.80 552.42 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 68.32 320.51 14.775 19.162 11.441 4.48 15.20 24.80 695.57 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 137.97 383.07 19.162 23.550 15.845 4.56 15.20 24.80 804.86 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 219.75 427.11 23.550 27

141、.367 20.047 4.06 15.20 24.80 761.90 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 261.18 392.49 27.367 31.183 24.064 4.18 15.20 24.80 792.25 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 323.05 397.81 31.183 35.000 28.212 4.33 15.20 24.80 794.98 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 375.81 389.55 35.000 39.023 32.651 4.78 15.20 24.80 803.31 0.00 0.00 0.

142、00 0.00 0.00 433.40 385.17 39.023 43.045 37.449 5.07 15.20 24.80 724.11 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 440.29 342.67 43.045 47.068 42.581 5.47 15.20 24.80 595.17 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 402.71 285.57 47.068 50.000 47.353 4.33 12.30 25.10 323.20 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 237.73 155.81 50.000 53.357 52.127

143、5.47 12.30 25.10 154.36 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 121.85 111.68 总的下滑力 = 3040.513(kN) 总的抗滑力 = 4000.319(kN) 土体部分下滑力 = 3040.513(kN) 土体部分抗滑力 = 4000.319(kN) 筋带在滑弧切向产生的抗滑力 = 0.000(kN) 筋带在滑弧法向产生的抗滑力= 0.000(kN)-计算项目：现状稳定性分析-假设对初期坝产生穿切滑移瑞典条分法（等厚土层土坡稳定计算）-计算简图控制参数: 采用规范:通用方法 计算目标:安全系数计算 滑裂面形状: 圆弧滑动法 不考虑地震坡面信息

144、坡面线段数 4 坡面线号 水平投影(m) 竖直投影(m) 超载数 1 50.000 25.000 0 2 4.000 0.000 0 3 107.500 21.500 0 4 100.000 0.000 0土层信息 上部土层数 3 层号 层厚 重度 饱和重度 粘聚力 内摩擦角 水下粘聚 水下内摩 十字板 强度增 十字板 强度增长系 全孔压 (m) (kN/m3) (kN/m3) (kPa) (度) 力(kPa) 擦角(度) (kPa) 长系数 下值(kPa) 数水下值 系数 1 17.500 22.100 22.100 15.200 24.800 15.200 24.800 - - - - -

145、 2 10.000 21.300 21.500 12.300 25.100 15.200 24.800 - - - - - 3 19.000 19.800 21.400 7.100 26.500 15.200 24.800 - - - - - 下部土层数 1 层号 层厚 重度 饱和重度 粘聚力 内摩擦角 水下粘聚 水下内摩 十字板 强度增 十字板 强度增长系 全孔压 (m) (kN/m3) (kN/m3) (kPa) (度) 力(kPa) 擦角(度) (kPa) 长系数 下值(kPa) 数水下值 系数 1 2.800 19.300 19.900 27.000 26.000 28.000 25.

146、000 - - - - -水面信息 采用总应力法 考虑渗透力作用 不考虑边坡外侧静水压力 水面线段数 3 水面线起始点坐标: (54.000,-3.000) 水面线号 水平投影(m) 竖直投影(m) 1 11.570 22.000 2 97.100 20.520 3 71.000 3.030计算条件 圆弧稳定分析方法: 瑞典条分法 土条重切向分力与滑动方向反向时: 当抗滑力对待 稳定计算目标: 给定圆心、半径计算安全系数 条分法的土条宽度: 5.000(m) 圆心X坐标: 60.000(m) 圆心Y坐标: 150.000(m) 半径: 145.000(m)-计算结果:- 滑动圆心 = (60.

147、000,150.000)(m) 滑动半径 = 145.000(m) 滑动安全系数 = 1.865 起始x 终止x li Ci i 条实重 浮力 地震力 渗透力 附加力X 附加力Y 下滑力 抗滑力 (m) (m) (度) (m) (kPa) (度) (kN) (kN) (kN) (kN) (kN) (kN) (kN) (kN) - 20.799 25.533 -14.718 4.89 15.20 24.80 188.84 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 206.77 25.533 30.266 -12.792 4.85 15.20 24.80 557.70 0.00

148、0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 448.57 30.266 35.000 -10.881 4.82 15.20 24.80 909.10 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 657.39 35.000 40.000 -8.928 5.06 15.20 24.80 1317.84 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 883.01 40.000 45.000 -6.933 5.04 15.20 24.80 1661.05 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 1038.97 45.000 50.000 -4.9

149、46 5.02 15.20 24.80 1984.83 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 1161.13 50.000 54.000 -3.163 4.01 15.20 24.80 1723.26 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 951.03 54.000 55.578 -2.060 1.58 15.20 24.80 689.83 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 367.33 55.578 58.213 -1.227 2.64 15.20 24.80 1179.24 0.00 0.00 0.00 0.00 0.0

150、0 0.00 610.08 58.213 61.497 -0.057 3.28 15.20 24.80 1513.06 0.00 0.00 195.07 0.00 0.00 90.63 830.38 61.497 64.781 1.241 3.28 15.20 24.80 1556.57 0.00 0.00 582.90 0.00 0.00 316.12 1004.61 64.781 65.570 2.046 0.79 15.20 24.80 379.98 0.00 0.00 197.34 0.00 0.00 111.60 266.60 65.570 66.500 2.385 0.93 15.

151、20 24.80 450.88 0.00 0.00 27.47 0.00 0.00 45.85 224.41 66.500 71.411 3.542 4.92 15.20 24.80 2420.54 0.00 0.00 149.65 0.00 0.00 297.57 1201.20 71.411 76.323 5.489 4.93 15.20 24.80 2475.00 0.00 0.00 156.39 0.00 0.00 392.14 1221.48 76.323 81.234 7.442 4.95 15.20 24.80 2511.10 0.00 0.00 161.39 0.00 0.00

152、 486.15 1231.65 81.234 86.146 9.405 4.98 15.20 24.80 2528.70 0.00 0.00 164.61 0.00 0.00 577.65 1231.75 86.146 91.057 11.378 5.01 15.20 24.80 2527.40 0.00 0.00 166.03 0.00 0.00 664.63 1221.77 91.057 95.969 13.365 5.05 15.20 24.80 2507.03 0.00 0.00 165.62 0.00 0.00 745.09 1201.86 95.969 100.880 15.369

153、 5.09 15.20 24.80 2466.94 0.00 0.00 163.33 0.00 0.00 816.87 1172.02100.880 105.792 17.393 5.15 15.20 24.80 2406.75 0.00 0.00 159.11 0.00 0.00 877.81 1132.47105.792 110.160 19.324 4.63 15.20 24.80 2076.26 0.00 0.00 136.39 0.00 0.00 822.31 967.57110.160 114.528 21.164 4.68 15.20 24.80 2002.67 0.00 0.0

154、0 130.04 0.00 0.00 851.40 924.51114.528 118.896 23.027 4.75 15.20 24.80 1913.43 0.00 0.00 122.18 0.00 0.00 868.37 874.96118.896 123.567 24.983 5.15 15.20 24.80 1931.80 0.00 0.00 120.18 0.00 0.00 932.98 874.89123.567 128.238 27.038 5.24 15.20 24.80 1796.57 0.00 0.00 107.42 0.00 0.00 920.39 806.19128.

155、238 132.909 29.130 5.35 15.20 24.80 1639.93 0.00 0.00 92.55 0.00 0.00 886.73 730.55132.909 137.581 31.267 5.47 15.20 24.80 1460.57 0.00 0.00 75.44 0.00 0.00 829.26 648.39137.581 142.022 33.398 5.32 15.20 24.80 1201.10 0.00 0.00 53.71 0.00 0.00 711.13 535.12142.022 146.463 35.527 5.46 15.20 24.80 996

156、.02 0.00 0.00 33.90 0.00 0.00 609.84 451.23146.463 150.904 37.714 5.61 15.20 24.80 766.91 0.00 0.00 11.71 0.00 0.00 479.68 363.31150.904 154.436 39.731 4.59 7.10 26.50 435.86 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 278.60 199.73154.436 157.968 41.571 4.72 7.10 26.50 273.09 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 181.21 135.38157

157、.968 161.500 43.466 4.87 7.10 26.50 95.90 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 65.97 69.26161.500 161.552 44.441 0.07 7.10 26.50 0.03 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.02 0.52 总的下滑力 = 13859.977(kN) 总的抗滑力 = 25846.086(kN) 土体部分下滑力 = 13859.977(kN) 土体部分抗滑力 = 25846.086(kN) 筋带在滑弧切向产生的抗滑力 = 0.000(kN) 筋带在滑弧法向产生的抗滑力= 0.000(kN)-

158、计算项目：扩容加高后稳定性分析-最小安全系数计算瑞典条分法（等厚土层土坡稳定计算）-计算简图控制参数: 采用规范:通用方法 计算目标:安全系数计算 滑裂面形状: 圆弧滑动法 不考虑地震坡面信息 坡面线段数 7 坡面线号 水平投影(m) 竖直投影(m) 超载数 1 50.000 25.000 0 2 4.000 0.000 0 3 115.000 23.000 0 4 10.000 5.000 0 5 6.000 0.000 0 6 12.000 6.000 0 7 140.000 0.000 0土层信息 上部土层数 3 层号 层厚 重度 饱和重度 粘聚力 内摩擦角 水下粘聚 水下内摩 十字板

159、强度增 十字板 强度增长系 全孔压 (m) (kN/m3) (kN/m3) (kPa) (度) 力(kPa) 擦角(度) (kPa) 长系数 下值(kPa) 数水下值 系数 1 22.000 22.100 22.100 15.200 24.800 15.200 24.800 - - - - - 2 14.000 21.300 21.500 12.300 25.100 15.200 24.800 - - - - - 3 23.000 19.800 21.400 7.100 26.500 15.200 24.800 - - - - - 下部土层数 1 层号 层厚 重度 饱和重度 粘聚力 内摩擦角

160、水下粘聚 水下内摩 十字板 强度增 十字板 强度增长系 全孔压 (m) (kN/m3) (kN/m3) (kPa) (度) 力(kPa) 擦角(度) (kPa) 长系数 下值(kPa) 数水下值 系数 1 2.800 19.300 19.900 27.000 26.000 28.000 25.000 - - - - -水面信息 采用总应力法 考虑渗透力作用 不考虑边坡外侧静水压力 水面线段数 3 水面线起始点坐标: (54.000,-0.130) 水面线号 水平投影(m) 竖直投影(m) 1 12.000 22.800 2 97.000 20.370 3 174.000 6.960计算条件 圆

161、弧稳定分析方法: 瑞典条分法 土条重切向分力与滑动方向反向时: 当抗滑力对待 稳定计算目标: 自动搜索最危险滑裂面 条分法的土条宽度: 5.000(m) 搜索时的圆心步长: 5.000(m) 搜索时的半径步长: 1.000(m)-计算结果:- 最不利滑动面: 滑动圆心 = (5.244,59.000)(m) 滑动半径 = 58.893(m) 滑动安全系数 = 1.315 起始x 终止x li Ci i 条实重 浮力 地震力 渗透力 附加力X 附加力Y 下滑力 抗滑力 (m) (m) (度) (m) (kPa) (度) (kN) (kN) (kN) (kN) (kN) (kN) (kN) (kN

162、) - 0.584 3.292 -3.219 2.71 15.20 24.80 45.07 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 64.55 3.292 6.000 -0.582 2.71 15.20 24.80 131.48 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 103.25 6.000 10.369 2.863 4.38 15.20 24.80 373.70 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 18.67 238.96 10.369 14.737 7.134 4.40 15.20 24.80 547.65 0.00 0.00 0.0

163、0 0.00 0.00 68.01 318.03 14.737 19.106 11.445 4.46 15.20 24.80 689.45 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 136.80 380.00 19.106 23.475 15.823 4.54 15.20 24.80 797.87 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 217.55 423.74 23.475 27.580 20.160 4.37 15.20 24.80 817.41 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 281.71 421.04 27.580 31.685 24.482 4.

164、51 15.20 24.80 850.47 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 352.44 426.22 31.685 35.790 28.960 4.69 15.20 24.80 848.84 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 411.00 414.51 35.790 39.895 33.642 4.93 15.20 24.80 808.09 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 447.68 385.82 39.895 44.000 38.597 5.25 15.20 24.80 721.75 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 4

165、50.26 340.51 44.000 47.000 43.154 4.11 15.20 24.80 441.56 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 302.01 211.36 47.000 50.000 47.307 4.43 15.20 24.80 336.37 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 247.23 172.65 50.000 51.063 50.269 1.66 15.20 24.80 82.95 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 63.79 49.78 51.063 53.331 52.908 3.76 12.30 25.10

166、72.47 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 57.81 66.74 总的下滑力 = 3054.954(kN) 总的抗滑力 = 4017.163(kN) 土体部分下滑力 = 3054.954(kN) 土体部分抗滑力 = 4017.163(kN) 筋带在滑弧切向产生的抗滑力 = 0.000(kN) 筋带在滑弧法向产生的抗滑力= 0.000(kN)-计算项目：扩容加高后稳定性分析-假设对初期坝产生穿切滑移瑞典条分法（等厚土层土坡稳定计算）-计算简图控制参数: 采用规范:通用方法 计算目标:安全系数计算 滑裂面形状: 圆弧滑动法 不考虑地震坡面信息 坡面线段数 7 坡面线号 水平投影

167、(m) 竖直投影(m) 超载数 1 50.000 25.000 0 2 4.000 0.000 0 3 115.000 23.000 0 4 10.000 5.000 0 5 6.000 0.000 0 6 12.000 6.000 0 7 140.000 0.000 0土层信息 上部土层数 3 层号 层厚 重度 饱和重度 粘聚力 内摩擦角 水下粘聚 水下内摩 十字板 强度增 十字板 强度增长系 全孔压 (m) (kN/m3) (kN/m3) (kPa) (度) 力(kPa) 擦角(度) (kPa) 长系数 下值(kPa) 数水下值 系数 1 22.000 22.100 22.100 15.2

168、00 24.800 15.200 24.800 - - - - - 2 14.000 21.300 21.500 12.300 25.100 15.200 24.800 - - - - - 3 23.000 19.800 21.400 7.100 26.500 15.200 24.800 - - - - - 下部土层数 1 层号 层厚 重度 饱和重度 粘聚力 内摩擦角 水下粘聚 水下内摩 十字板 强度增 十字板 强度增长系 全孔压 (m) (kN/m3) (kN/m3) (kPa) (度) 力(kPa) 擦角(度) (kPa) 长系数 下值(kPa) 数水下值 系数 1 2.800 19.30

169、0 19.900 27.000 26.000 28.000 25.000 - - - - -水面信息 采用总应力法 考虑渗透力作用 不考虑边坡外侧静水压力 水面线段数 3 水面线起始点坐标: (54.000,-0.130) 水面线号 水平投影(m) 竖直投影(m) 1 12.000 22.800 2 97.000 20.370 3 174.000 6.960计算条件 圆弧稳定分析方法: 瑞典条分法 土条重切向分力与滑动方向反向时: 当抗滑力对待 稳定计算目标: 给定圆心、半径计算安全系数 条分法的土条宽度: 5.000(m) 圆心X坐标: 85.000(m) 圆心Y坐标: 155.000(m)

170、 半径: 150.000(m)-计算结果:- 滑动圆心 = (85.000,155.000)(m) 滑动半径 = 150.000(m) 滑动安全系数 = 1.770 起始x 终止x li Ci i 条实重 浮力 地震力 渗透力 附加力X 附加力Y 下滑力 抗滑力 (m) (m) (度) (m) (kPa) (度) (kN) (kN) (kN) (kN) (kN) (kN) (kN) (kN) - 30.501 35.001 -20.388 4.80 15.20 24.80 195.01 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 225.36 35.001 39.500 -18

171、.564 4.75 15.20 24.80 577.01 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 508.59 39.500 44.000 -16.760 4.70 15.20 24.80 943.25 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 760.76 44.000 47.000 -15.269 3.11 15.20 24.80 823.45 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 631.18 47.000 50.000 -14.084 3.09 15.20 24.80 971.42 0.00 0.00 0.00 0.00 0.

172、00 0.00 718.77 50.000 54.000 -12.710 4.10 15.20 24.80 1432.24 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 1023.02 54.000 54.068 -11.914 0.07 15.20 24.80 25.21 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 17.67 54.068 57.990 -11.137 4.00 15.20 24.80 1512.06 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 1038.33 57.990 61.819 -9.632 3.88 15.20 24

173、.80 1599.35 0.00 0.00 288.20 0.00 0.00 89.67 1181.77 61.819 65.647 -8.151 3.87 15.20 24.80 1712.44 0.00 0.00 860.89 0.00 0.00 288.89 1459.58 65.647 66.000 -7.345 0.36 15.20 24.80 163.21 0.00 0.00 107.90 0.00 0.00 37.63 147.79 66.000 70.778 -6.359 4.81 15.20 24.80 2294.85 0.00 0.00 172.88 0.00 0.00 1

174、64.21 1406.06 70.778 75.556 -4.525 4.79 15.20 24.80 2441.11 0.00 0.00 187.51 0.00 0.00 179.89 1414.33 75.556 80.333 -2.696 4.78 15.20 24.80 2571.15 0.00 0.00 200.60 0.00 0.00 194.16 1403.68 80.333 85.111 -0.870 4.78 15.20 24.80 2685.04 0.00 0.00 212.16 0.00 0.00 206.94 1375.53 85.111 89.889 0.955 4.

175、78 15.20 24.80 2782.92 0.00 0.00 222.19 0.00 0.00 264.57 1377.77 89.889 94.667 2.781 4.78 15.20 24.80 2864.65 0.00 0.00 230.69 0.00 0.00 366.81 1411.62 94.667 99.444 4.610 4.79 15.20 24.80 2930.21 0.00 0.00 237.66 0.00 0.00 471.29 1436.28 99.444 104.222 6.444 4.81 15.20 24.80 2979.62 0.00 0.00 243.0

176、9 0.00 0.00 576.43 1451.77104.222 109.000 8.285 4.83 15.20 24.80 3012.62 0.00 0.00 246.96 0.00 0.00 680.57 1458.00109.000 113.095 10.001 4.16 15.20 24.80 2593.71 0.00 0.00 213.59 0.00 0.00 663.93 1246.66113.095 117.190 11.594 4.18 15.20 24.80 2590.13 0.00 0.00 214.27 0.00 0.00 734.81 1236.39117.190

177、121.286 13.196 4.21 15.20 24.80 2575.81 0.00 0.00 213.93 0.00 0.00 801.87 1220.40121.286 125.381 14.808 4.24 15.20 24.80 2550.42 0.00 0.00 212.54 0.00 0.00 864.09 1198.66125.381 129.476 16.433 4.27 15.20 24.80 2513.93 0.00 0.00 210.09 0.00 0.00 920.57 1171.31129.476 134.453 18.249 5.24 15.20 24.80 2

178、992.54 0.00 0.00 250.39 0.00 0.00 1185.94 1379.99134.453 139.430 20.263 5.31 15.20 24.80 2907.63 0.00 0.00 243.13 0.00 0.00 1247.53 1324.59139.430 144.407 22.304 5.38 15.20 24.80 2800.73 0.00 0.00 233.79 0.00 0.00 1292.84 1259.49144.407 149.384 24.375 5.46 15.20 24.80 2670.85 0.00 0.00 222.26 0.00 0

179、.00 1319.26 1184.91149.384 154.361 26.481 5.56 15.20 24.80 2516.87 0.00 0.00 208.44 0.00 0.00 1323.95 1101.16154.361 158.681 28.481 4.91 15.20 24.80 2043.37 0.00 0.00 167.87 0.00 0.00 1135.28 882.41158.681 163.000 30.376 5.01 15.20 24.80 1897.18 0.00 0.00 153.99 0.00 0.00 1105.37 809.79163.000 166.0

180、00 32.008 3.54 15.20 24.80 1221.48 0.00 0.00 18.34 0.00 0.00 663.36 528.18166.000 169.000 33.370 3.59 15.20 24.80 1133.52 0.00 0.00 16.18 0.00 0.00 637.34 488.16169.000 172.659 34.908 4.46 15.20 24.80 1293.18 0.00 0.00 16.61 0.00 0.00 754.03 553.70172.659 176.318 36.631 4.56 15.20 24.80 1219.13 0.00

181、 0.00 12.97 0.00 0.00 738.11 517.99176.318 179.000 38.153 3.41 15.20 24.80 839.38 0.00 0.00 7.05 0.00 0.00 524.26 354.92179.000 182.000 39.548 3.89 15.20 24.80 832.16 0.00 0.00 5.27 0.00 0.00 534.05 354.16182.000 185.000 41.051 3.98 15.20 24.80 669.38 0.00 0.00 2.36 0.00 0.00 441.44 293.03185.000 18

182、5.840 42.026 1.13 15.20 24.80 160.72 0.00 0.00 0.12 0.00 0.00 107.69 72.32185.840 189.560 43.217 5.10 7.10 26.50 637.03 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 436.21 267.71189.560 193.280 45.200 5.28 7.10 26.50 507.34 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 360.00 215.72193.280 197.000 47.256 5.48 7.10 26.50 358.14 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 263.01 160.11197.000 200.256 49.255 4.99 7.10 26.50 121.85 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 92.32 75.07 总的下滑力 = 21668.313(kN) 总的抗滑力 = 38344.695(kN) 土体部分下滑力 = 21668.313(kN) 土体部分抗滑力 = 38344.695(kN) 筋带在滑弧切向产生的抗滑力 = 0.000(kN) 筋带在滑弧法向产生的抗滑力= 0.000(kN)