XZJM铜多金属矿加工技术性能

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1、XZJM铜多金属矿 加工技术性能2006UserMicrosoft2006/1/13 矿石加工技术性能23.1 采样种类33.2 选矿方法、试验流程及结果33.3 矿石工业利用性能评价124 矿床开采技术条件144.1 水文地质条件及开采后的变化144.2工程地质条件及开采后的变化164.3 环境地质条件及开采后的变化166.4 开采技术条件小结175.2 采样、加工、化验及质量186 资源/储量估算206.1 资源/储量估算工业指标206.2 资源/储量估算对象206.3 资源/储量估算方法的选择及依据206.4 资源/储量估算参数确定206.5矿体圈定原则226.6块段划分原则226.7资

2、源/储量类型确定226.8资源/储量估算结果237 结语247.1矿床勘查控制程度247.2矿床远景评价247.3地质工作存在的主要问题247.3今后勘查工作建议25.3 矿石加工技术性能2005年，矿业公司委托北京矿冶研究总院对矿区地表浅处的氧化矿石和地下的硫化物矿石进行了选冶加工性能实验室流程试验。3.1 采样种类试验样品主要采于矿体不同位置的平硐，少数采集于地表。共计7个样品，编号分别为：1#、2#、3#、富矿、围岩、一般样以及续取的第二批矿样，样品重200550千克不等。样品均为块状样，最大块度为500600mm。样品Cu品位为0.70%12.37%，最终配出的综合样铜平均品位为5.3

3、8%。原矿样配矿情况见表3-1。原矿样主要化学成分分析结果如表3-2。表3-1甲玛铜矿区试验矿样配矿表样品名称样品重量（kg）配矿比例Cu品位（%）1#20028.65 5.412#2203.13 7.023#20015.63 3.62富矿2251.04 12.37围岩20523.96 0.7一般样20421.88 3.50第二批样5505.73 2.68配出矿样计算品位100.00 5.42 配出矿样化验品位5.38表3-3 原矿主要化学成份分析结果（%）元素名称CuPbZnSFeMnAsSiO2含量1.382.441.092.4210.070.300.06939.10元素名称CaOMgOA

4、l2O3MoWO3Au(g/t)Ag(g/t)含量28.891.214.210.0240.0540.5561.323.2 选矿方法、试验流程及结果该区为铜、铅、锌硫化矿石，为了合理利用资源，需要通过合理的选矿工艺，分别得到铜精矿、铅精矿、锌精矿。选矿工艺原则流程选择“铜铅混合浮选再分离-锌浮选”流程方案研究，流程方案见图3-1。 图5-1 “铜铅混合浮选再分离-锌浮选”流程该流程的回水利用方案为：铜铅混选尾矿和混选精矿经浓缩返回混选作业；铜精矿和铅精矿脱水所得回水返回铜铅分离浮选作业，选锌尾矿回水部分返回选锌作业，其余回水需通过处理后返回铜铅混选使用。3.2.1 铜铅混合粗选条件试验 1） 磨

5、矿细度试验 铜铅混合粗选试验结果见表3-4。表3-4 铜铅混合粗选磨矿细度试验结果磨矿细度-0.074mm%产 品名 称产率品位 %回收率（%）CuPbZnCuPbZn60铜铅粗精矿8.4714.724.103.6591.2780.2126.02尾矿91.530.130.550.968.7319.7973.98原矿100.001.362.541.19100.00100.00100.0070铜铅粗精矿9.3014.325.623.7294.2296.6932.84尾矿90.700.090.090.785.783.3167.16原矿100.001.412.461.05100.00100.00100

6、.0080铜铅粗精矿9.2913.5324.043.4294.2895.7229.43尾矿90.710.0840.110.845.724.2870.57原矿100.001.332.331.08100.00100.00100.0094铜铅粗精矿9.2512.9822.922.4988.6193.9721.81尾矿90.750.170.150.9111.396.0378.19原矿100.001.352.261.06100.00100.00100.00由表3-4结果可见，随着磨矿细度的提高，精矿中铜铅品位变化较小，含锌也变化不大，但铜铅回收率是先提高，然后有所下降，综合考虑，磨矿细度可选0.074m

7、m%占70%。对磨矿细度为70%-0.074mm的原矿中铜的硫化物、闪锌矿和方铅矿进行了单体解离度分析。显微镜下测定的铜、铅、锌硫化物的单体解离度见表3-5。表3-5 原矿中黄铜矿、闪锌矿和方铅矿的单体解离特征矿物名称单体解离度（%）连生体（%）与黄铜矿与闪锌矿与方铅矿与脉石矿物黄铜矿89.640.791.807.66方铅矿91.612.381.924.10闪锌矿88.651.506.643.21从表3-5中可以看出，方铅矿的解离度最高，其次是铜的硫化物和闪锌矿，未能充分单体解离的硫化物则多以与脉石矿物连生为主。就黄铜矿而言，有7.66%的黄铜矿与脉石矿物连生（多为贫连生体），而与方铅矿、闪锌

8、矿连生的黄铜矿则较少，分别为1.80%和0.79%。方铅矿虽然单体解离度较高，其连生体中亦有4.10%的方铅矿与脉石矿物难以充分单体解离，其次则是与黄铜矿和闪锌矿连生。相比之下，闪锌矿单体解离度最低，其连生体则主要以与方铅矿连生，其次是与脉石矿物和黄铜矿连生。多数单体黄铜矿的粒度分布在0.0100.045mm之间，黄铜矿单体最粗为0.110mm；方铅矿单体的粒度多数分布在-0.075mm粒级中；闪锌矿单体的粒度分布在0.0100.10mm之间，单体粒度最大为0.2mm。各硫化物与脉石矿物组成的连生体粒度多数分布在0.0300.12mm之间，近半数未能解离的硫化物以富连生体的形式产出。结合表3-

9、5的试验结果，确定铜铅混合粗选磨矿细度为70% -0.074mm。2） 浮选时间试验 在确定了铜铅混合粗选磨矿细度为70% -0.074mm后，进行铜铅混合浮选时间试验，试验结果见表3-6。表3-6 铜铅混合精选浮选时间试验结果产 品产率品位（%）回收率（%）名 称CuPbZnCuPbZn铜铅粗精15.4017.2528.553.6862.9663.3420.45铜铅粗精23.2013.3221.463.1728.8128.2110.44铜铅粗精31.354.215.651.523.843.132.11铜铅粗精40.821.282.701.050.710.910.89尾矿89.230.0610

10、.120.723.684.4166.11原矿100.001.482.430.97100.00100.00100.00可见，铜铅混合浮选时间约6分钟左右就可以获得较好结果。3.2.2 铜铅混合精选条件试验 1） 再磨细度试验铜铅混合精选再磨细度试验结果见表3-7。表3-7 铜铅混合精选再磨细度试验结果 再磨细度%-0.038mm产 品名 称作业产率品位（%）作业回收率（%）CuPbZnCuPbZn不再磨55铜铅精矿72.2714.9232.761.5991.8794.7143.70中矿27.733.444.775.348.135.2956.30给矿100.0011.7425.002.63100.

11、00100.00100.0065铜铅精矿42.7125.7814.652.0082.0327.2135.83中矿57.294.2129.212.6717.9772.7964.17给矿100.0013.4222.992.38100.00100.00100.0082铜铅精矿48.1822.7326.221.7779.2653.5537.19中矿51.825.5321.152.7820.7446.4562.81给矿100.0013.8223.592.29100.00100.00100.0092铜铅精矿45.3320.2229.051.7968.7552.5433.10中矿54.677.6221.76

12、3.0031.2547.4666.90给矿100.0013.3325.062.45100.00100.00100.00由表3-7结果可见，铜铅混合粗精矿不再磨浮选效果仍然明显好于不同磨矿细度的再磨浮选效果，因此，本试验选择不再磨进行铜铅混合精选。2） 精选次数试验 铜铅混合精选再磨细度试验结果表明，选择铜铅混合三次精选较为合理(表3-8)。 表3-8 铜铅混合精选次数试验结果 产 品名 称作业产率品位（%）作业回收率（%）CuPbZnCuPbZn铜铅精矿33.3317.0436.871.5241.2150.1613.35中矿110.9514.6943.531.9511.6719.465.63中

13、矿212.1420.4825.853.8918.0412.8112.44中矿318.1014.3317.316.2918.8112.7829.99中矿425.485.554.615.7510.264.7938.59给矿100.0013.7824.503.80100.00100.00100.003.2.3 铜铅分离条件试验为了很好地进行铜铅浮选分离，对铜铅混合精矿进行脱药处理是必要的。本试验采用活性炭和硫化钠法进行脱药，然后采用CNAS法（水玻璃、亚硫酸钠、CMC）进行抑铅浮铜试验。1） 活性碳用量试验铜铅分离活性碳用量试验结果见表3-9。 表3-9 活性碳用量试验结果活性炭用量g/t产 品名

14、称作业产率品 位 %作业回收率（%）CuPbCuPb10铜粗精矿74.4822.033093.2865.62尾矿25.524.6345.876.7234.38给矿100.0017.5934.05100.00100.0020铜粗精矿40.7926.5319.2164.4822.42尾矿59.2110.0745.835.5277.58给矿100.0016.7834.95100.00100.0050铜粗精矿41.5431.689.2279.2111.35尾矿58.465.9151.1920.7988.65给矿100.0016.6233.76100.00100.00100铜粗精矿43.8631.519

15、.2780.8211.88尾矿56.145.8453.7319.1888.12给矿100.0017.1034.23100.00100.00由表3-9结果可见，分离浮选中活性炭能明显提高分离效果，并且随着活性炭用量增加，分离效果提高，为了确保分离效果试验选用活性炭用量为100g/t。2） 硫化钠用量试验 铜铅分离硫化钠用量试验结果见表3-10。 表3-10 硫化钠用量试验结果硫化钠用量g/t产 品名 称作业产率品 位 %作业回收率（%）CuPbCuPb0铜粗精矿37.8729.28.776.728.34尾矿62.135.458.323.2891.66给矿100.0014.4139.52100.0

16、0100.0020铜粗精矿49.7325.9512.4386.2016.41尾矿50.274.1162.6213.8083.59给矿100.0014.9737.66100.00100.0040铜粗精矿41.9825.1512.6189.3513.83尾矿58.022.1756.8410.6586.17给矿100.0011.8238.27100.00100.0080铜粗精矿54.8523.7412.1891.7018.76尾矿45.152.6164.068.3081.24给矿100.0014.2035.60100.00100.00由表3-10可见，分离浮选中硫化钠能明显提高分离效果，并且随着硫化

17、钠用量增加，铜的作业回收率提高，鉴于硫化钠对水质的不利影响，其用量不宜过大，硫化钠用量选用40g/t即可。3） CNAS用量试验 铜铅分离CNAS用量试验结果见表3-11。表3-11 铜铅分离CNAS用量试验结果 CNAS用量g/t产 品名 称作业产率品 位 %作业回收率（%）CuPbCuPb0铜粗精矿44.9221.8126.4766.1832.74尾矿55.089.0944.3533.8267.26给矿100.0014.8036.32100.00100.00200铜粗精矿47.1426.4312.2188.9116.13尾矿52.862.9456.6211.0983.87给矿100.001

18、4.0135.69100.00100.00300铜粗精矿51.0125.7912.5292.2118.14尾矿48.992.2758.857.7981.86给矿100.0014.2735.22100.00100.00600铜粗精矿45.8328.517.592.209.21尾矿54.172.0462.567.8090.79给矿100.0014.1737.32100.00100.00由表3-11可见，分离浮选中CNAS能明显提高分离效果，并且随着CNAS用量增加，分离效果提高，CNAS用量选用300600g/t。3.2.4 全流程开路试验 全流程开路试验流程见图3-2，试验结果见表3-12。产

19、品产率品位（%）回收率（%）名 称CuPbZnCuPbZn铜精矿1.92 32.73 2.45 0.45 60.09 2.09 1.03 中矿 1 0.25 24.32 5.25 0.87 5.81 0.58 0.26 中矿20.53 18.76 11.12 1.62 9.51 2.62 1.03 中矿3 0.41 9.82 23.05 1.25 3.85 4.19 0.61 中矿 4 0.72 3.52 27.12 1.22 2.42 8.66 1.05 铅精矿2.27 0.87 68.25 1.06 1.89 68.75 2.88 中矿50.41 7.61 12.12 5.75 2.98

20、2.20 2.82 中矿6 0.92 3.24 9.90 4.22 2.85 4.04 4.65 中矿 7 1.14 2.62 3.14 3.24 2.86 1.59 4.42 中矿80.67 1.21 2.38 1.37 0.78 0.71 1.10 中矿90.35 1.12 1.62 0.86 0.37 0.25 0.36 锌精矿0.71 0.36 0.56 51.12 0.24 0.18 43.44 中矿100.45 0.76 0.88 18.17 0.33 0.18 9.79 中矿110.71 0.82 0.91 15.67 0.56 0.29 13.32 中矿121.12 0.41

21、0.68 0.91 0.44 0.34 1.22 中矿130.68 0.32 0.61 0.75 0.21 0.17 0.61 尾矿86.74 0.058 0.082 0.11 4.81 3.16 11.41 原矿100.00 1.05 2.25 0.84 100.00 100.00 100.00 表3-12 “铜铅混合浮选再分离-锌浮选”开路试验结果图3-1 “铜铅混合浮选再分离-锌浮选”开路试验流程3.2.5 全流程清水闭路试验 在前面试验的基础上，进行了的“铜铅混合浮选再分离-锌浮选”清水闭路试验，试验流程见图3-3，试验结果见表3-13。 表3-13 “铜铅混合浮选再分离-锌浮选”清水

22、闭路试验结果产品名称产率品位（%）回收率（%）CuPbZnAu,g/tAg,g/tCuPbZnAuAg铜精矿 4.5727.676.10 1.70 6.45 785 91.9011.707.0862.66 55.81 铅精矿3.051.1466.042.090.69 742 2.5284.445.804.46 35.13 锌精矿1.781.050.7447.150.5524.461.360.5576.382.08 0.68 尾矿90.600.0640.0870.130.16 5.95 4.223.3110.7430.80 8.38 原矿100.00 1.38 2.38 1.10 0.47 64

23、.32 100.00 100.00 100.00 100.00 100.00 即清水闭路试验所得：铜精矿：铜品位27.67%、铜回收率91.90%；金品位6.45g/t、金回收率62.66%；银品位785g/t、银回收率55.81%；含钼0.12%；铅精矿：铅品位66.04%、铅回收率84.44%；金品位0.69g/t、金回收率4.46%；银品位742g/t、银回收率35.13%。金在铜精矿和铅精矿中的总回收率为67.12%；银在铜精矿和铅精矿中的总回收率为90.94%。锌精矿：锌品位47.15%、锌回收率76.38%。 5.2.6 全流程回水闭路试验 1） 全流程50%回水闭路试验 “铜铅混

24、合浮选再分离-锌浮选”50%回水闭路试验结果见表3-14。 表3-14 “铜铅混合浮选再分离-锌浮选”50%回水闭路试验结果产品名称产率品位（%）回收率（%）CuPbZnAu,g/tAg,g/tCuPbZnAuAg铜精矿 4.35 28.66 6.981.64 6.20 762 90.13 12.54 6.11 61.86 51.92 铅精矿3.22 2.11 62.79 4.08 0.76 785 4.92 83.63 11.30 5.62 39.64 锌精矿1.64 0.97 0.7250.950.3428.211.14 0.49 71.67 1.28 0.72 尾矿90.79 0.058

25、 0.089 0.14 0.15 5.43 3.81 3.34 10.92 31.24 7.72 原矿100.00 1.38 2.42 1.16 0.44 63.85 100.00 100.00 100.00 100.00 100.00 试验所得：铜精矿：铜品位28.66%、铜回收率90.13%；金品位6.20g/t、金回收率61.86%；银品位762g/t、银回收率51.92%；含钼0.10%。铅精矿：铅品位62.79%、铅回收率83.63%；金品位0.76g/t、金回收率5.62%；银品位785g/t、银回收率39.64%。金在铜精矿和铅精矿中的总回收率为67.48%；银在铜精矿和铅精矿中

26、的总回收率为91.56%。锌精矿：锌品位50.95%、锌回收率71.67%。 2） 全流程85%回水闭路试验 “铜铅混合浮选再分离-锌浮选”85%回水闭路试验结果见表3-15。 表3-15 “铜铅混合浮选再分离-锌浮选”回水闭路试验结果产品名称产率品位（%）回收率（%）CuPbZnAu,g/tAg,g/tCuPbZnAuAg铜精矿4.3828.115.232.175.9673689.249.688.7859.9752.16铅精矿3.251.7263.074.180.727354.0686.7512.565.3838.71锌精矿1.441.621.0150.940.3731.221.690.61

27、67.741.220.73尾矿90.930.0760.0770.130.165.715.012.9610.9233.438.40原矿100.001.382.371.080.4461.79100.00100.00100.00100.00100.00试验所得：铜精矿：铜品位28.11%、铜回收率89.24%；含钼0.10%。金品位5.96g/t、金回收率59.97%；银品位736g/t、银回收率52.16%；铅精矿：铅品位63.07%、铅回收率86.75%；金品位0.72g/t、金回收率5.38%；银品位735g/t、银回收率38.71%。金在铜精矿和铅精矿中的总回收率为65.35%；银在铜精矿和

28、铅精矿中的总回收率为90.87%。锌精矿：锌品位50.94%、锌回收率67.74%。 5.2.7 产品检查及技术参数铜精矿主要化学成份分析结果分别见表3-16，尾矿主要化学成份分析结果分别见表3-17。表3-16 铜精矿主要化学成份分析（%） 化学成分CuPbZnMoSFeWO3As含量%28.666.981.640.1029.4022.120.0940.81化学成分MnSiO2Al2O3CaOMgOAu(g/t)Ag(g/t)含量%0.0161.390.140.760.0966.20762表3-17 尾矿主要化学成份分析（%）化学成分CuPbZnMoSFeWO3As含量%0.0580.089

29、0.140.00390.1310.150.0610.032化学成分MnSiO2Al2O3CaOMgOAu(g/t)Ag(g/)t含量%0.3339.404.6231.121.310.155.433.3 矿石工业利用性能评价甲玛铜矿床以原生硫化物铜矿石和次生硫化物铜矿石为主，氧化矿石所占比例不高，并且伴生金、银、钼、铅、锌等多种有用组份。选矿试验结果表明，原生硫化物铜矿石和次生硫化物铜矿石可以采用统一的“铜铅混合浮选再分离-锌浮选”选矿工艺流程处理，得到铜的回收率为91.90%，铅的回收率为84.44%，锌的回收率为76.38%，金的总回收率为67.12%，银的总回收率为90.94%。试验推荐工

30、艺流程合理，取得技术指标可靠，为该矿的开发利用从技术上提供了充分的依据，并可作为下一步系统深入试验研究的基础。需要注意的是，由于试验室小型试验与工业生产上存在的差距，采用85%回水方案时，对于剩余的锌尾矿回水和铅精矿回水，能否在工业上长期连续平衡运转，其对浮选有何影响，还需要进一步考察。建议工业上建立适当规模的回水处理车间，以确保工业生产的长期稳定运转。4 矿床开采技术条件4.1 水文地质条件及开采后的变化矿区内保有资源分布在+350+500m高程之间，矿区内侵蚀基准面标高为375.0m，矿山采矿方式采用地下开采。采矿运输方案采用平窿溜井和地面轨道运输。4.1.1自然地理、气候与地下水补给条件

31、矿区为丘陵地形，平均海拔在500m左右，山势平缓，山坡坡度几到15度，最高峰位于矿区的中南部，海拔622米，最低处在矿区北部，标高410余米。地形总体向西北倾斜。地表为土壤覆盖，植被发育。控制矿区水文地质条件的因素主要为气象，气候明显分为旱季和雨季，每年5月至十月为旱季，干燥炎热，11月至次年4月为雨季，湿润多雨，年降雨量在1000毫米到1500毫米，年平均蒸发量约1480毫米。在区域水文地质上，甲玛河从矿区东北部经过。其它水系均为流径很短的季节性小溪，在雨季形成规模不大的溪流，旱季（8月份后）则基本断流。矿区地下水补给条件较好，降雨地表入渗系数为0.10.15。水质为中碳酸钙型。4.1.2勘

32、查区含水层和隔水层的分布区内广发发育第四系中粗细砂层与含砾砂层，根据钻孔资料，其厚度一般为520米，本层的透富水性好，是本区第一含水层，水力性质属孔隙潜水。地下水运动以垂向水交替为主，补给为大气降水入渗，蒸发则是其主要排泄途径。区内居民生活取水均采自该含水层，水质分析PH值为7.3 ,矿化度为0.105克升,总硬度为1.897毫摩升,水化学类型为HCO3Ca型中性软水。长石砂岩、泥质岩分布于测区西南部，是铜矿化带的上盘，厚度为1250米；该层的含水性极弱，隔水性和稳定性都很好，钻进中冲洗液消耗正常，动水位随进尺稍有缓慢下降的趋势，可视为相对隔水层。含矿的白云岩及灰质页岩，厚300米左右，分布在

33、测区中北部，该层普遍发育溶孔和溶蚀洞，节理裂隙发育，岩石的透水性也较强，构成地下水的渗流环境。因上覆泥质岩为相对隔水层的阻挡，使该组地层的地下水具承压水性质，因此认为矿区内碳酸盐岩层处于地下渗透带，属透水性较强且富水程度较强的溶蚀裂隙含水层。断层的含、导水性矿区内断层发育的密集程度一般每50米一条，集中地段每25米一条，以正断层为多数，北东东向和北北西向断层互相切割。断层充填物为泥质物及两盘岩矿碎屑所充填，少部分断层为方解石、石英脉充填，前都胶结疏松，后者紧密，含、导水性较弱。矿区断裂构造发育，这些裂隙密集带也成为是地下水运移的通道。裂隙密集带、层间破碎带给地表水和地下水的循环创造了有利的环境

34、。类型、规模各异的各种构造的发育，使整个矿区的水文地质稍变复杂化，矿区水文地质受构造影响也较大。 矿坑涌水量矿区矿坑涌水量一般为25.854.2m3/h，最大涌水量119.6m3/h（表4-1）。表4-1 甲玛矿区矿坑涌水量矿坑名称稳定水位（m）水位降低（m）坑口总流量（m3/h）备注一般最小最大所测矿洞的流量是3月份,正是雨季最大时期D-02512.8818.886.661.7322.5D-01483.8376.8338.339.97129.5D-07543.88104.8892.3524.02103.5随着开采面积和深度的增大，矿坑涌水量亦逐渐增加，从坑道揭露情况来看，矿体和围岩一般不含水

35、，在断裂带和节理裂隙带的地方有流水。 开采后的变化甲玛矿区内沿矿层露头线，露采坑及老窿塌陷坑到处可见，这些露采坑及老窿塌陷坑直接影响大气降水对地下水的补给，使矿坑涌水量增大，但由于采空区多分布于山坡地带，对地表水影响小，故矿坑涌水量增大不明显。4.1.6 矿区供水水源评价矿区西北部有甲玛河，但距矿区有约3千米距离，可满足常年供水需要。矿区及周边分布有大量的第四系孔隙地下水与断层带裂隙地下水，目前基本保持其较封闭的天然状态，因此，矿山还可根据实际需要在矿坑附近选择合适地段凿井开采上述地下水作为矿山供水水源。此地下水也是本区居民的生活用水的水源之一，说明该类水源的水质应当符合生活饮用水的标准。4.

36、2工程地质条件及开采后的变化矿区内出露地层为下白垩统至上侏罗统碎屑岩碳酸盐系，上覆第四系松散岩组 。第四系松散岩组：分布于冲沟及山坡地带，厚度较小，呈松散结构，对深部铜矿开采影响较小。坚硬半坚硬碎屑岩：岩性为长石砂岩、泥质页岩、白云岩、灰岩等。其物理力学指标见表4-2。表4-2岩体物理学理力学指标试验结果表 地层岩 性结 构RQD值（）抗压强度（100KPa）抗剪强度干燥饱和tgC（100KPa）P1aP1bP1c长石砂岩、砂质页岩中层状结构体33100491.72114.80.610.80151263.3CSs白云岩、灰质页岩层状结构体27100698379046127600.488750.

37、61625155.8443.0比重Gs2.75-2.82g/cm3、容重2.572-2.672g/cm3孔隙率1.42-0.21%、吸水率0.31%，饱和吸水率0.38-0.036%。矿层顶、底板稳固性较好。底板是条带状页岩及炭质白云岩，厚度为1250米；顶板为砂岩及砂质页岩，厚1030米。根据探采对比，矿区北东东和北北西向断裂发育，局部密集成带出现，破坏了矿体的连续性和顶、底板围岩及矿体的稳固性。对矿层影响较大。综上所述，甲玛矿区工程地质条件属中等类型。4.3 环境地质条件及开采后的变化据了解，由于矿区丘陵地层平缓，矿区近年来还没有发生大的滑坡、泥石流等现象，但是由于雨季降水量较大，形成洪水

38、的可能性还是存在的。通过对矿区及外围水质分析的资料表明：地表水的物性为无色、无味、无嗅、透明的，未受地下水污染的，只是受暴雨影响而浑浊；地下水的物理性质与地表水基本一致，只是在矿体裂隙水中，铜离子含量较高，流出的地下水多是淡绿色，如72线附近的小冲沟及TSPD-1。可能还有铅钒潜入显示浑浊。从分析结果看，地表水化学类型主要分水化学类型主要HCO3.SO4Ca型；SO4-Mg型；HCO3Ca型。部分地表水样中，Cu离子含量为2.7513.92mg.L-1，超过饮用水标准（1.0mg.L-1）。少量样PH值为3.34.2，超过饮用水标准（6.5-8.5）。其它离子均在标准范围内，矿化度未超过标准，

39、以上水样均无放射性元素存在；地下水的水化学类型主要分水化学类型主要HCO3.SO4Ca型；HCO3Ca型，据原详查报告分析有少量泉点的Cu离子均超过0.1mg/L-1；Pb离子，其余均未超过饮用水的标准。本次工作所取8个坑道水样，除D-01镉超标；D-07铅超标外，其余水样都符合饮用水标准。矿区附近无工厂及风景旅游区等，周边的牧场等不构成污染，因此，矿区无外污染源。经调查与考证，周围近期无地震历史，未见大型的山洪、大型泥石流、大型滑坡等活动。但要特别注意矿床开采期间大量矿坑废料堆放问题。对矿区8个钻孔岩芯及3个坑道，用上海电子仪器厂生产的D-3013数子辐射仪进行了天然放射性测量。放射性元素含

40、量变化范围为1040，平均23.9，未见放射性异常（表4-3、图4-1）。表4-3 甲玛矿区钻孔、坑道伽玛值统计表钻孔编号最大值最小值平均值坑道编号最大值最小值平均值S211292025.6D-0130219.2S209261021.6D-02332528.6S222312226.5D-07401134.3S216261922.1S223281924.4S206302125.3S204251922.4S202261923图4-1部分钻孔及坑道的直方图从目前因采矿导致的污染状况来看，该矿区其主要污染源有以下几种类型，即矿山固体废弃物、液体废弃物、噪声及矿石有害组分等污染源。6.4 开采技术条件小

41、结矿区矿坑涌水有两种地下水来源，一是来自矿化带含水层本身的裂隙水承压水，二是来自西部第四系孔隙水。第四系含水层与矿化带之间虽然受长石砂岩层阻隔，但总体上两个水层是连续分布的，属无限透水边界。水文地质条件属较复杂类型。矿层顶、底板稳固性较好。底板是条带状页岩及炭质白云岩。断裂发育，破坏了矿体的连续性和顶、底板围岩及矿体的稳固性。对矿层影响较大。工程地质条件属中等类型。矿区地貌类型简单，未见活动断裂，属地壳基本稳定区；无大的地质灾害、无重大的污染源；自然环境中地下水、地表水水质中等；采矿的矿坑排水可能会对附近水体有一定污染；矿石、废石化学成分基本稳定，无其它环境地质隐患。矿区地质环境质量为中等。矿

42、山开采技术条件属于“中等”类型 。5.2 采样、加工、化验及质量 采样1、槽、坑探工程取样本次勘查，槽、坑探工程取样采样方法均采用刻槽法，刻槽取样断面规格为103cm，取样长度视矿石品位变化情况分段连续采取，一般样长为1.01.5米，并控制矿体顶、底板。2、岩芯钻探取样所有样品均按矿石不同自然类型、品级和岩性分段连续布置，并控制矿体顶、底板，以往钻孔岩芯样长一般1米，甲玛矿业则采用11m。样品采集采用切样机1/2切割，一般作为样品送化验室分析，一般备查备用。 样品加工按照切乔特公式Q= K d2编制加工流程图（图5-1）执行。Q：缩减后样品的最大重量（kg）； d：样品颗粒最大直径（mm）；

43、K：为矿石性质决定的缩分系数，矿区按经验值0.2； Q：缩减后样品的最大重量（kg）；d：样品颗粒最大直径（mm）。化验甘肃地质局所做的样品基本分析项目为Cu。甲玛矿业所采样基本分析全部分析了Cu、Pb、Zn、Au、Mo 5中元素（分析工作由北京地矿实验室承担），并借助选矿实验样对矿石进行全分析和组合分析，所得化验结果基本可满足工作需要。 采、加、化质量本次勘查采、加、化工作按照地勘规范要求进行：1、采样：坑道按105cm的规格刻槽采样，钻孔中的矿芯则用二分之一劈取法。2、加工：k值取0.2。矿样经机械破碎至1mm后连续缩分，正样再细碎200网目作化验，加工过程中样品损失率小于23。3、对化验

44、结果进行了内验、外验，分别取基本分析总样的10和5进行内部、外部验证，内验总合格率为95.30，属偶然误差；外部验证Cu合格率为92.25。上资料表明，甲玛矿业的化学分析质量符合规范要求。甘肃地质局样品采、加、化工作没有见到具体的数据，工作质量也没有见到评述结果，但从各段样品数据的两次对比可以看出，前后数据吻合度较好，表明成果基本可信。鉴于此，本报告对于前人所提供的数据，虽然具体数据源可能不存在，但也尽可能予以采纳。对于没有搜集数据的钻孔与勘探线剖面，则在第6章的资源储量估算中，均按无工程处理，由此在较大程度上降低了矿床的工程控制程度。图5-1 样品加工流程图6 资源/储量估算6.1 资源/储

45、量估算工业指标根据GB/T 139-2002固体矿产地质勘查规范总则、铜、铅、锌、银、镍、钼矿地质勘查规范（DZ/T 02142002），结合矿区矿体的矿石特征，本次确定采用矿石坑采一般工业指标，具体如下：主矿种铜Cu：边界品位：0.3%最低工业品位：0.5 %可采厚度：2米夹石剔除厚度：4米伴生组分要求指标：Mo0.01%，铅0.2%，锌0.4%，Au0.1g/t，Ag1g/t。6.2 资源/储量估算对象本次资源储量估算范围为甲玛铜矿床的主矿体。6.3 资源/储量估算方法的选择及依据矿区主矿体为似层状、脉状，矿体倾角中等，一般4050。控制矿体的可用工程分布不规则、不系统。根据矿体的上述特点

46、以及工程控制情况，资源储量估算方法采用地质块段法，在垂直纵投影图上进行计算。由于所搜集到原有资料不齐全，本次储量计算以所搜集的部分以往资料和甲玛矿业进行资源核实所获得的资料为主。6.4 资源/储量估算参数确定6.4.1单工程厚度、品位的确定1、单工程矿体厚度的确定由于是在纵投影图上进行计算，单工程矿体厚度均换算成水平厚度。单工程矿体水平厚度的结算按以下公式求得。M真L（sincoscoscossin）M水平M真/sin/cos 式中：M真单工程矿体真厚度M水平单工程矿体水平厚度（m）L样品长度（m）矿体倾角（）样槽坡角（），坡角与矿体倾向相同时为-，相反时为+样槽方向与矿体倾向的夹角（）勘探线

47、与矿体倾向的夹角2、单工程矿体品位的确定单工程矿体平均品位以该工程所控制矿体的全部样品品位与厚度加权平均求得。3、特高品位的处理当遇有特高品位存在时，应先处理特高品位，再来求平均品位。特高品位值取下限值即矿体矿体平均品位的68倍。处理方法是用特高品位所影响块段的平均品位平均品位（单工程厚度较大时）代替。本次资源储量估算未设计特高品位。6.4.2块段平均厚度、品位的确定块段平均厚度采用矿块内各单工程矿体水平厚度的算术平均值。块段平均品位用矿块内各单位工程矿体的平均品位与各单工程矿体的水平厚度进行加权平均法计算。6.4.3平均体重值等其它参数的确定1、平均体重值沿用甘肃地质局成果图中的数值，即统一

48、取值为2.8t/m3。2、面积测定块段面积的测定在编制的矢量化垂直纵投影图上直接读取。3、矿体平均品位与平均厚度矿体平均品位以各块段矿体平均品位与块段矿石量加权求得。矿体平均厚度以各块段平均水平厚度与各块段矿石量加权求得。6.4.4有效小数位数的确定矿石量、金属量、面积、体积的有效位数取整数。小数点后第一位数四舍五入。厚度、品位、体重有效位数取小数点后两位，第三位数四舍五入。6.5矿体圈定原则1、单工程中，按不同矿体、不同矿石类型分别圈定，用等于或大于边界品位的样品圈定矿体。当矿体厚度小于最低可采厚度而品位较高时用米百分值指标圈定矿体，等于或大于夹石剔除厚度的夹石单独圈出，本次估算未设计米百分

49、值。2、连接矿体时，先连接地质界线，然后根据控矿因素和变化规律连接矿体。3、连接矿体时，工程间推定的矿体厚度不大于相邻两工程的最大见矿厚度。4、有限外推：按C级网度的二分之一尖推或四分之一平推。5、无限外推：由有矿孔向外尖推一个C级工程间距。6.6块段划分原则（1）根据主矿体不同资源储量级别划分相应矿块；（2）矿块一般以勘探线或较大的断层构造为边界；（3）块段编号按块段资源储量级别序号进行，序号按照自上向下自左向右依次编号。6.7资源/储量类型确定 333资源量（1）矿体在地表或浅部沿走向有工程稀疏控制。沿倾向有工程证实。（2）对矿体形态、产状和分布范围已大致查明的；（3）矿体厚度、矿石质量已

50、大致查明；（4）333资源量的范围为由见矿工程圈闭的部分以及见矿工程以外按一个C级网度无限外推部分。 334资源量为推测的资源量，即333资源量的向下（深部）外推部分。外推部分矿体的长度与333圈定的矿体长度一致，由于深部钻孔全部见矿，因此各勘探线上矿体的延深均取钻孔控制的最大延深外推一个工程网度的总深度。6.8资源/储量估算结果甲玛铜矿区主矿体资源储量估算结果见表6-1表6-1 甲玛铜矿区主矿体资源储量结果表矿体号块段号资源量类别面积（m2）厚度（m2）品位(%)体重T/m3矿石量(t)金数量(t)主矿体333-1333537518.955.122.828519814591333-23331

51、141217.255.252.855107228948333-33332818914.695.342.811594706192533-4333155149.935.502.843149623764333-53334482914.945.532.8187486899972333-63334918718.275.062.82515522127289333-73336220114.884.912.82591045127350333-83334677510.425.112.8136503569882333-93332927212.435.312.8101905654120333-10333981011

52、.945.262.832796817255小计33330256414.905.172.812120730625090334-外推33444885314.905.172.818721577968602合计333+334308423071593698甲玛同矿区主矿体估算资源量为：333334级3084.23万吨（矿石量），金属量159.37万吨，其中333级矿石量1212.07万吨，金属量62.51万吨，334级矿石量1872.16万吨，金属量96.86万吨。7 结语7.1矿床勘查控制程度甲玛勘查区以往工作都是由甘肃等内地国家单位实施完成的，也许投入的工作已经不少，资料也比较完整，但能搜集到的资料

53、是有限的、零散的，尤其是原始的数据方面，可用的几乎很少。本次对整个矿权区所开展的勘查和评估工作，面积性的工作主要以资源调查为主，初步掌握了矿权区内主要矿床的分布，同时，加大力气搜集以往的勘探成果，并整理出一批可用的数据。在此基础上，对几个矿床重点实施勘探工程验证、核实和补充勘查工作。综合上述工作，在甲玛铜矿区，已对主矿体形成了比较系统勘探工程控制，按勘探工程的分布与网度，大致可相当详查控制程度。由于工作开展的不系统，按规范要求不少必须开展的工作没有实施，加上有些工程利用了以往资料，数据很不完整，因此降一级，控制程度基本相当于普查。7.2矿床远景评价甲玛铜矿床属于沉积变质叠加构造改造型。矿床产于

54、前寒武纪基底灰质碳酸盐岩页岩系与古生代中生代砂质页岩系的接触带上，含矿岩系是前寒武纪基底灰质碳酸盐岩页岩系的顶部层，赋矿岩石主要为硅质白云岩、灰质白云岩、页岩等，在部分盖层砂岩中也矿体产出。北东走向的断层是矿权区内的主要控矿、容矿构造，甲玛矿床主矿体严格受断层控制，产于北东走向断层带中。矿体沿走向和倾向均延伸问题，走向延伸长度可达1200米以上，倾向延伸大于400米。初步估算矿床333334资源量，其中矿石量为3084.23万吨，金数量159.37万吨，具有特大型规模的矿床远景。矿权区内其它矿床点与甲玛铜矿矿床类型相同，矿床特征相似，也有较大的资源前景。7.3地质工作存在的主要问题1、资料不完整，原始数据缺乏。2、资料整理工作欠缺，综合整理综合