XZJM銅多金屬礦加工技術性能

1、1 / 27 文檔可自由編輯打印XZJMXZJM 銅多金屬礦銅多金屬礦 加工技術性能加工技術性能2006UserMicrosoft2006/1/12 / 27 文檔可自由編輯打印3 礦石加工礦石加工技技術性能術性能 .2 23.1 采樣種類.33.2 選礦方法、試驗流程及結果.33.3 礦石工業(yè)利用性能評價.124 礦床開采技術條件礦床開采技術條件 .14144.1 水文地質(zhì)條件及開采后的變化.144.2 工程地質(zhì)條件及開采后的變化 .164.3 環(huán)境地質(zhì)條件及開采后的變化.166.4 開采技術條件小結.175.2 采樣、加工、化驗及質(zhì)量.186 資源資源/儲量估算儲量估算 .20206.1

2、資源/儲量估算工業(yè)指標.206.2 資源/儲量估算對象.206.3 資源/儲量估算方法的選擇及依據(jù).206.4 資源/儲量估算參數(shù)確定.206.5 礦體圈定原則 .226.6 塊段劃分原則 .226.7 資源/儲量類型確定.226.8 資源/儲量估算結果.237 結語結語 .24247.1 礦床勘查控制程度 .247.2 礦床遠景評價 .247.3 地質(zhì)工作存在的主要問題 .247.3 今后勘查工作建議 .25.3 / 27 文檔可自由編輯打印3 礦石加工技術性能礦石加工技術性能2005 年，礦業(yè)公司委托北京礦冶研究總院對礦區(qū)地表淺處的氧化礦石和地下的硫化物礦石進行了選冶加工性能實驗室流程試驗

3、。3.1 采樣種類采樣種類試驗樣品主要采于礦體不同位置的平硐，少數(shù)采集于地表。共計 7 個樣品，編號分別為：1#、2#、3#、富礦、圍巖、一般樣以及續(xù)取的第二批礦樣，樣品重 200550 千克不等。樣品均為塊狀樣，最大塊度為 500600mm。樣品 Cu 品位為 0.70%12.37%，最終配出的綜合樣銅平均品位為 5.38%。原礦樣配礦情況見表 3-1。原礦樣主要化學成分分析結果如表 3-2。表 3-1甲瑪銅礦區(qū)試驗礦樣配礦表樣品名稱樣品重量（kg）配礦比例Cu 品位（%）1#20028.65 5.412#2203.13 7.023#20015.63 3.62富礦2251.04 12.37圍

4、巖20523.96 0.7一般樣20421.88 3.50第二批樣5505.73 2.68配出礦樣計算品位5.42 配出礦樣化驗品位100.00 5.38表 3-3 原礦主要化學成份分析結果（%）元素名稱CuPbZnSFeMnAsSiO2含量1.382.441.092.4210.070.300.06939.10元素名稱CaOMgOAl2O3MoWO3Au(g/t)Ag(g/t)含量28.891.214.210.0240.0540.5561.323.2 選礦方法、試驗流程及結果選礦方法、試驗流程及結果該區(qū)為銅、鉛、鋅硫化礦石，為了合理利用資源，需要通過合理的選礦工4 / 27 文檔可自由編輯打印

5、藝，分別得到銅精礦、鉛精礦、鋅精礦。選礦工藝原則流程選擇“銅鉛混合浮選再分離-鋅浮選”流程方案研究，流程方案見圖 3-1。 - - - - ( - 圖圖 5-1 “銅鉛混合浮選再分離銅鉛混合浮選再分離-鋅浮選鋅浮選”流程流程該流程的回水利用方案為：銅鉛混選尾礦和混選精礦經(jīng)濃縮返回混選作業(yè)；銅精礦和鉛精礦脫水所得回水返回銅鉛分離浮選作業(yè)，選鋅尾礦回水部分返回選鋅作業(yè)，其余回水需通過處理后返回銅鉛混選使用。3.2.1 銅鉛混合粗選條件試驗銅鉛混合粗選條件試驗 1） 磨礦細度試驗 銅鉛混合粗選試驗結果見表 3-4。表 3-4 銅鉛混合粗選磨礦細度試驗結果品位 %回收率（%）磨礦細度-0.074mm%

6、產(chǎn) 品名 稱產(chǎn)率CuPbZnCuPbZn銅鉛粗精礦8.4714.724.103.6591.2780.2126.02尾礦91.530.130.550.968.7319.7973.9860原礦100.001.362.541.19100.00100.00100.005 / 27 文檔可自由編輯打印銅鉛粗精礦9.3014.325.623.7294.2296.6932.84尾礦90.700.090.090.785.783.3167.1670原礦100.001.412.461.05100.00100.00100.00銅鉛粗精礦9.2913.5324.043.4294.2895.7229.43尾礦90.71

7、0.0840.110.845.724.2870.5780原礦100.001.332.331.08100.00100.00100.00銅鉛粗精礦9.2512.9822.922.4988.6193.9721.81尾礦90.750.170.150.9111.396.0378.1994原礦100.001.352.261.06100.00100.00100.00由表 3-4 結果可見，隨著磨礦細度的提高，精礦中銅鉛品位變化較小，含鋅也變化不大，但銅鉛回收率是先提高，然后有所下降，綜合考慮，磨礦細度可選0.074mm%占 70%。對磨礦細度為 70%-0.074mm 的原礦中銅的硫化物、閃鋅礦和方鉛礦進行

8、了單體解離度分析。顯微鏡下測定的銅、鉛、鋅硫化物的單體解離度見表 3-5。表 3-5 原礦中黃銅礦、閃鋅礦和方鉛礦的單體解離特征連生體（%）礦物名稱單體解離度（%）與黃銅礦與閃鋅礦與方鉛礦與脈石礦物黃銅礦89.640.791.807.66方鉛礦91.612.381.924.10閃鋅礦88.651.506.643.21從表 3-5 中可以看出，方鉛礦的解離度最高，其次是銅的硫化物和閃鋅礦，未能充分單體解離的硫化物則多以與脈石礦物連生為主。就黃銅礦而言，有7.66%的黃銅礦與脈石礦物連生（多為貧連生體） ，而與方鉛礦、閃鋅礦連生的黃銅礦則較少，分別為 1.80%和 0.79%。方鉛礦雖然單體解離度

9、較高，其連生體中亦有 4.10%的方鉛礦與脈石礦物難以充分單體解離，其次則是與黃銅礦和閃鋅礦連生。相比之下，閃鋅礦單體解離度最低，其連生體則主要以與方鉛礦連生，其次是與脈石礦物和黃銅礦連生。多數(shù)單體黃銅礦的粒度分布在 0.0100.045mm 之間，黃銅礦單體最粗為0.110mm；方鉛礦單體的粒度多數(shù)分布在-0.075mm 粒級中；閃鋅礦單體的粒度分布在 0.0100.10mm 之間，單體粒度最大為 0.2mm。各硫化物與脈石礦物組成的連生體粒度多數(shù)分布在 0.0300.12mm 之間，近半數(shù)未能解離的硫化物以富連生體的形式產(chǎn)出。結合表 3-5 的試驗結果，確定銅鉛混合粗選磨礦細度為 70%

10、-0.074mm。6 / 27 文檔可自由編輯打印2） 浮選時間試驗 在確定了銅鉛混合粗選磨礦細度為 70% -0.074mm 后，進行銅鉛混合浮選時間試驗，試驗結果見表 3-6。表 3-6 銅鉛混合精選浮選時間試驗結果產(chǎn) 品品位（%）回收率（%）名 稱產(chǎn)率CuPbZnCuPbZn銅鉛粗精 15.4017.2528.553.6862.9663.3420.45銅鉛粗精 23.2013.3221.463.1728.8128.2110.44銅鉛粗精 31.354.215.651.523.843.132.11銅鉛粗精 40.821.282.701.050.710.910.89尾礦89.230.0610

11、.120.723.684.4166.11原礦100.001.482.430.97100.00100.00100.00可見，銅鉛混合浮選時間約 6 分鐘左右就可以獲得較好結果。3.2.2 銅鉛混合精選條件試驗銅鉛混合精選條件試驗 1） 再磨細度試驗銅鉛混合精選再磨細度試驗結果見表 3-7。表 3-7 銅鉛混合精選再磨細度試驗結果 品位（%）作業(yè)回收率（%）再磨細度%-0.038mm產(chǎn) 品名 稱作業(yè)產(chǎn)率CuPbZnCuPbZn銅鉛精礦72.2714.9232.761.5991.8794.7143.70中礦27.733.444.775.348.135.2956.30不再磨55給礦100.0011.7

12、425.002.63100.00100.00100.00銅鉛精礦42.7125.7814.652.0082.0327.2135.83中礦57.294.2129.212.6717.9772.7964.1765給礦100.0013.4222.992.38100.00100.00100.00銅鉛精礦48.1822.7326.221.7779.2653.5537.19中礦51.825.5321.152.7820.7446.4562.8182給礦100.0013.8223.592.29100.00100.00100.00銅鉛精礦45.3320.2229.051.7968.7552.5433.10中礦54

13、.677.6221.763.0031.2547.4666.9092給礦100.0013.3325.062.45100.00100.00100.00由表 3-7 結果可見，銅鉛混合粗精礦不再磨浮選效果仍然明顯好于不同磨礦細度的再磨浮選效果，因此，本試驗選擇不再磨進行銅鉛混合精選。7 / 27 文檔可自由編輯打印2） 精選次數(shù)試驗 銅鉛混合精選再磨細度試驗結果表明，選擇銅鉛混合三次精選較為合理(表3-8)。 表 3-8 銅鉛混合精選次數(shù)試驗結果 品位（%）作業(yè)回收率（%）產(chǎn) 品名 稱作業(yè)產(chǎn)率CuPbZnCuPbZn銅鉛精礦33.3317.0436.871.5241.2150.1613.35中礦 1

14、10.9514.6943.531.9511.6719.465.63中礦 212.1420.4825.853.8918.0412.8112.44中礦 318.1014.3317.316.2918.8112.7829.99中礦 425.485.554.615.7510.264.7938.59給礦100.0013.7824.503.80100.00100.00100.003.2.3 銅鉛分離條件試驗銅鉛分離條件試驗為了很好地進行銅鉛浮選分離，對銅鉛混合精礦進行脫藥處理是必要的。本試驗采用活性炭和硫化鈉法進行脫藥，然后采用 CNAS 法（水玻璃、亞硫酸鈉、CMC）進行抑鉛浮銅試驗。1） 活性碳用量試驗

15、銅鉛分離活性碳用量試驗結果見表 3-9。 表 3-9 活性碳用量試驗結果品 位 %作業(yè)回收率（%）活性炭用量g/t產(chǎn) 品名 稱作業(yè)產(chǎn)率CuPbCuPb銅粗精礦74.4822.033093.2865.62尾礦25.524.6345.876.7234.3810給礦100.0017.5934.05100.00100.00銅粗精礦40.7926.5319.2164.4822.42尾礦59.2110.0745.835.5277.5820給礦100.0016.7834.95100.00100.00銅粗精礦41.5431.689.2279.2111.35尾礦58.465.9151.1920.7988.655

16、0給礦100.0016.6233.76100.00100.00銅粗精礦43.8631.519.2780.8211.88尾礦56.145.8453.7319.1888.12100給礦100.0017.1034.23100.00100.00由表 3-9 結果可見，分離浮選中活性炭能明顯提高分離效果，并且隨著活性8 / 27 文檔可自由編輯打印炭用量增加，分離效果提高，為了確保分離效果試驗選用活性炭用量為100g/t。2） 硫化鈉用量試驗 銅鉛分離硫化鈉用量試驗結果見表 3-10。 表 3-10 硫化鈉用量試驗結果品 位 %作業(yè)回收率（%）硫化鈉用量g/t產(chǎn) 品名 稱作業(yè)產(chǎn)率CuPbCuPb銅粗精礦

17、37.8729.28.776.728.34尾礦62.135.458.323.2891.660給礦100.0014.4139.52100.00100.00銅粗精礦49.7325.9512.4386.2016.41尾礦50.274.1162.6213.8083.5920給礦100.0014.9737.66100.00100.00銅粗精礦41.9825.1512.6189.3513.83尾礦58.022.1756.8410.6586.1740給礦100.0011.8238.27100.00100.00銅粗精礦54.8523.7412.1891.7018.76尾礦45.152.6164.068.308

18、1.2480給礦100.0014.2035.60100.00100.00由表 3-10 可見，分離浮選中硫化鈉能明顯提高分離效果，并且隨著硫化鈉用量增加，銅的作業(yè)回收率提高，鑒于硫化鈉對水質(zhì)的不利影響，其用量不宜過大，硫化鈉用量選用 40g/t 即可。3） CNAS 用量試驗 銅鉛分離 CNAS 用量試驗結果見表 3-11。表 3-11 銅鉛分離 CNAS 用量試驗結果 品 位 %作業(yè)回收率（%）CNAS 用量g/t產(chǎn) 品名 稱作業(yè)產(chǎn)率CuPbCuPb銅粗精礦44.9221.8126.4766.1832.74尾礦55.089.0944.3533.8267.260給礦100.0014.8036.

19、32100.00100.00銅粗精礦47.1426.4312.2188.9116.13尾礦52.862.9456.6211.0983.87200給礦100.0014.0135.69100.00100.00銅粗精礦51.0125.7912.5292.2118.14尾礦48.992.2758.857.7981.86300給礦100.0014.2735.22100.00100.00600銅粗精礦45.8328.517.592.209.219 / 27 文檔可自由編輯打印尾礦54.172.0462.567.8090.79給礦100.0014.1737.32100.00100.00由表 3-11 可見，

20、分離浮選中 CNAS 能明顯提高分離效果，并且隨著 CNAS用量增加，分離效果提高，CNAS 用量選用 300600g/t。3.2.4 全流程開路試驗全流程開路試驗 全流程開路試驗流程見圖 3-2，試驗結果見表 3-12。表 3-12 “銅鉛混合浮選再分離-鋅浮選”開路試驗結果產(chǎn) 品產(chǎn)率品位（%）回收率（%）名 稱CuPbZnCuPbZn銅精礦1.92 32.73 2.45 0.45 60.09 2.09 1.03 中礦 1 0.25 24.32 5.25 0.87 5.81 0.58 0.26 中礦 20.53 18.76 11.12 1.62 9.51 2.62 1.03 中礦 3 0.4

21、1 9.82 23.05 1.25 3.85 4.19 0.61 中礦 4 0.72 3.52 27.12 1.22 2.42 8.66 1.05 鉛精礦2.27 0.87 68.25 1.06 1.89 68.75 2.88 中礦 50.41 7.61 12.12 5.75 2.98 2.20 2.82 中礦 6 0.92 3.24 9.90 4.22 2.85 4.04 4.65 中礦 7 1.14 2.62 3.14 3.24 2.86 1.59 4.42 中礦 80.67 1.21 2.38 1.37 0.78 0.71 1.10 中礦 90.35 1.12 1.62 0.86 0.3

22、7 0.25 0.36 鋅精礦0.71 0.36 0.56 51.12 0.24 0.18 43.44 中礦 100.45 0.76 0.88 18.17 0.33 0.18 9.79 中礦 110.71 0.82 0.91 15.67 0.56 0.29 13.32 中礦 121.12 0.41 0.68 0.91 0.44 0.34 1.22 中礦 130.68 0.32 0.61 0.75 0.21 0.17 0.61 尾礦86.74 0.058 0.082 0.11 4.81 3.16 11.41 原礦100.00 1.05 2.25 0.84 100.00 100.00 100.00

23、 10 / 27 文檔可自由編輯打印222- 2255543 : 30 : 202226222- 2252222222522222244 222255- - - - - - 2 1000BK908 20 BK809 20BK204 6 50070%-0.074mm 400BK908 4 BK809 4BK204 2 200BK908 1 BK809 1 500BK908 1 BK809 2BK204 1 200BK908 0. 5 BK809 1 100CNAS: 550BK908 2BK204 2 1800 200BK809 6BK204 4 30BK809 2BK204 2BK809 2B

24、K204 1 50BK809 2BK204 1 505544BK908 0. 5CNAS: 150BK908 0. 5BK204 12C N AS: 60BK908 0. 5BK204 12BK908 0. 55 1 2 3 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12圖 3-1 “銅鉛混合浮選再分離-鋅浮選”開路試驗流程3.2.5 全流程清水閉路試驗全流程清水閉路試驗 在前面試驗的基礎上，進行了的“銅鉛混合浮選再分離-鋅浮選”清水閉路試驗，試驗流程見圖 3-3，試驗結果見表 3-13。 表 3-13 “銅鉛混合浮選再分離-鋅浮選”清水閉路試驗結果品位（%）回收率（%）產(chǎn)品名稱產(chǎn)率CuPbZn

25、Au,g/t Ag,g/tCuPbZnAuAg銅精礦 4.5727.676.10 1.70 6.45 785 91.9011.707.0862.66 55.81 鉛精礦3.051.1466.042.090.69 742 2.5284.445.804.46 35.13 鋅精礦1.781.050.7447.150.5524.461.360.5576.382.08 0.68 尾礦90.60 0.064 0.0870.130.16 5.95 4.223.3110.7430.80 8.38 原礦100.00 1.38 2.38 1.10 0.47 64.32 100.00 100.00 100.00 1

26、00.00 100.00 即清水閉路試驗所得：銅精礦：銅品位 27.67%、銅回收率 91.90%；金品位 6.45g/t、金回收率11 / 27 文檔可自由編輯打印62.66%；銀品位 785g/t、銀回收率 55.81%；含鉬 0.12%；鉛精礦：鉛品位 66.04%、鉛回收率 84.44%；金品位 0.69g/t、金回收率 4.46%；銀品位 742g/t、銀回收率 35.13%。金在銅精礦和鉛精礦中的總回收率為 67.12%；銀在銅精礦和鉛精礦中的總回收率為 90.94%。鋅精礦：鋅品位 47.15%、鋅回收率 76.38%。 5.2.6 全流程回水閉路試驗全流程回水閉路試驗 1） 全

27、流程 50%回水閉路試驗 “銅鉛混合浮選再分離-鋅浮選”50%回水閉路試驗結果見表 3-14。 表 3-14 “銅鉛混合浮選再分離-鋅浮選”50%回水閉路試驗結果品位（%）回收率（%）產(chǎn)品名稱產(chǎn)率CuPbZnAu,g/t Ag,g/tCuPbZnAuAg銅精礦 4.35 28.66 6.981.64 6.20 762 90.13 12.54 6.11 61.86 51.92 鉛精礦3.22 2.11 62.79 4.08 0.76 785 4.92 83.63 11.30 5.62 39.64 鋅精礦1.64 0.97 0.7250.950.3428.211.14 0.49 71.67 1.2

28、8 0.72 尾礦90.79 0.058 0.089 0.14 0.15 5.43 3.81 3.34 10.92 31.24 7.72 原礦100.00 1.38 2.42 1.16 0.44 63.85 100.00 100.00 100.00 100.00 100.00 試驗所得：銅精礦：銅品位 28.66%、銅回收率 90.13%；金品位 6.20g/t、金回收率61.86%；銀品位 762g/t、銀回收率 51.92%；含鉬 0.10%。鉛精礦：鉛品位 62.79%、鉛回收率 83.63%；金品位 0.76g/t、金回收率 5.62%；銀品位 785g/t、銀回收率 39.64%。金

29、在銅精礦和鉛精礦中的總回收率為 67.48%；銀在銅精礦和鉛精礦中的總回收率為 91.56%。鋅精礦：鋅品位 50.95%、鋅回收率 71.67%。 2） 全流程 85%回水閉路試驗 “銅鉛混合浮選再分離-鋅浮選”85%回水閉路試驗結果見表 3-15。 表 3-15 “銅鉛混合浮選再分離-鋅浮選”回水閉路試驗結果品位（%）回收率（%）產(chǎn)品名稱產(chǎn)率CuPbZnAu,g/t Ag,g/tCuPbZnAuAg銅精礦4.3828.115.232.175.9673689.249.688.7859.9752.1612 / 27 文檔可自由編輯打印鉛精礦3.251.7263.074.180.727354.0

30、686.7512.565.3838.71鋅精礦1.441.621.0150.940.3731.221.690.6167.741.220.73尾礦90.930.0760.0770.130.165.715.012.9610.9233.438.40原礦100.001.382.371.080.4461.79 100.00 100.00 100.00 100.00 100.00試驗所得：銅精礦：銅品位 28.11%、銅回收率 89.24%；含鉬 0.10%。金品位 5.96g/t、金回收率 59.97%；銀品位 736g/t、銀回收率 52.16%；鉛精礦：鉛品位 63.07%、鉛回收率 86.75%；

31、金品位 0.72g/t、金回收率 5.38%；銀品位 735g/t、銀回收率 38.71%。金在銅精礦和鉛精礦中的總回收率為65.35%；銀在銅精礦和鉛精礦中的總回收率為 90.87%。鋅精礦：鋅品位 50.94%、鋅回收率 67.74%。 5.2.7 產(chǎn)品檢查及技術參數(shù)產(chǎn)品檢查及技術參數(shù)銅精礦主要化學成份分析結果分別見表 3-16，尾礦主要化學成份分析結果分別見表 3-17。表 3-16 銅精礦主要化學成份分析（%） 化學成分CuPbZnMoSFeWO3As含量%28.666.981.640.1029.4022.120.0940.81化學成分MnSiO2Al2O3CaOMgOAu(g/t)A

32、g(g/t)含量%0.0161.390.140.760.0966.20762表 3-17 尾礦主要化學成份分析（%）化學成分CuPbZnMoSFeWO3As含量%0.0580.0890.140.00390.1310.150.0610.032化學成分MnSiO2Al2O3CaOMgOAu(g/t)Ag(g/)t含量%0.3339.404.6231.121.310.155.433.3 礦石工業(yè)利用性能評價礦石工業(yè)利用性能評價甲瑪銅礦床以原生硫化物銅礦石和次生硫化物銅礦石為主，氧化礦石所占比例不高，并且伴生金、銀、鉬、鉛、鋅等多種有用組份。選礦試驗結果表明，原生硫化物銅礦石和次生硫化物銅礦石可以采用

33、統(tǒng)一的“銅鉛混合浮選再分離-13 / 27 文檔可自由編輯打印鋅浮選”選礦工藝流程處理，得到銅的回收率為 91.90%，鉛的回收率為84.44%，鋅的回收率為 76.38%，金的總回收率為 67.12%，銀的總回收率為90.94%。試驗推薦工藝流程合理，取得技術指標可靠，為該礦的開發(fā)利用從技術上提供了充分的依據(jù)，并可作為下一步系統(tǒng)深入試驗研究的基礎。需要注意的是，由于試驗室小型試驗與工業(yè)生產(chǎn)上存在的差距，采用 85%回水方案時，對于剩余的鋅尾礦回水和鉛精礦回水，能否在工業(yè)上長期連續(xù)平衡運轉，其對浮選有何影響，還需要進一步考察。建議工業(yè)上建立適當規(guī)模的回水處理車間，以確保工業(yè)生產(chǎn)的長期穩(wěn)定運轉。

34、14 / 27 文檔可自由編輯打印4 礦床開采技術條件礦床開采技術條件4.1 水文地質(zhì)水文地質(zhì)條件及開采后的變化條件及開采后的變化礦區(qū)內(nèi)保有資源分布在+350+500m 高程之間，礦區(qū)內(nèi)侵蝕基準面標高為375.0m，礦山采礦方式采用地下開采。采礦運輸方案采用平窿溜井和地面軌道運輸。4.1.1 自然地理、氣候與地下水補給條件自然地理、氣候與地下水補給條件礦區(qū)為丘陵地形，平均海拔在 500m 左右，山勢平緩，山坡坡度幾到 15 度，最高峰 位于礦區(qū)的中南部，海拔 622 米，最低處在礦區(qū)北部，標高 410 余米。地形總體向西北傾斜。地表為土壤覆蓋，植被發(fā)育?？刂频V區(qū)水文地質(zhì)條件的因素主要為氣象，氣

35、候明顯分為旱季和雨季，每年 5 月至十月為旱季，干燥炎熱，11 月至次年 4 月為雨季，濕潤多雨，年降雨量在 1000 毫米到 1500 毫米，年平均蒸發(fā)量約 1480 毫米。在區(qū)域水文地質(zhì)上，甲瑪河從礦區(qū)東北部經(jīng)過。其它水系均為流徑很短的季節(jié)性小溪，在雨季形成規(guī)模不大的溪流，旱季（8 月份后）則基本斷流。礦區(qū)地下水補給條件較好，降雨地表入滲系數(shù)為 0.10.15。水質(zhì)為中碳酸鈣型。4.1.2 勘查區(qū)含水層和隔水層的分布勘查區(qū)含水層和隔水層的分布區(qū)內(nèi)廣發(fā)發(fā)育第四系中粗細砂層與含礫砂層，根據(jù)鉆孔資料，其厚度一般為 520 米，本層的透富水性好，是本區(qū)第一含水層，水力性質(zhì)屬孔隙潛水。地下水運動以垂

36、向水交替為主，補給為大氣降水入滲，蒸發(fā)則是其主要排泄途徑。區(qū)內(nèi)居民生活取水均采自該含水層，水質(zhì)分析 PH 值為 7.3 ,礦化度為 0.105克升,總硬度為 1.897 毫摩升,水化學類型為 HCO3Ca 型中性軟水。長石砂巖、泥質(zhì)巖分布于測區(qū)西南部，是銅礦化帶的上盤，厚度為 1250米；該層的含水性極弱，隔水性和穩(wěn)定性都很好，鉆進中沖洗液消耗正常，動水位隨進尺稍有緩慢下降的趨勢，可視為相對隔水層。含礦的白云巖及灰質(zhì)頁巖，厚 300 米左右，分布在測區(qū)中北部，該層普遍發(fā)育溶孔和溶蝕洞，節(jié)理裂隙發(fā)育，巖石的透水性也較強，構成地下水的滲流環(huán)境。因上覆泥質(zhì)巖為相對隔水層的阻擋，使該組地層的地下水具承

37、壓水性質(zhì)，15 / 27 文檔可自由編輯打印因此認為礦區(qū)內(nèi)碳酸鹽巖層處于地下滲透帶，屬透水性較強且富水程度較強的溶蝕裂隙含水層。4.1.3 斷層的含、導水性斷層的含、導水性礦區(qū)內(nèi)斷層發(fā)育的密集程度一般每 50 米一條，集中地段每 25 米一條，以正斷層為多數(shù)，北東東向和北北西向斷層互相切割。斷層充填物為泥質(zhì)物及兩盤巖礦碎屑所充填，少部分斷層為方解石、石英脈充填，前都膠結疏松，后者緊密，含、導水性較弱。礦區(qū)斷裂構造發(fā)育，這些裂隙密集帶也成為是地下水運移的通道。裂隙密集帶、層間破碎帶給地表水和地下水的循環(huán)創(chuàng)造了有利的環(huán)境。類型、規(guī)模各異的各種構造的發(fā)育，使整個礦區(qū)的水文地質(zhì)稍變復雜化，礦區(qū)水文地質(zhì)

38、受構造影響也較大。4.1.4 礦坑涌水量礦坑涌水量礦區(qū)礦坑涌水量一般為 25.854.2m3/h，最大涌水量 119.6m3/h（表 4-1） 。表 4-1 甲瑪?shù)V區(qū)礦坑涌水量坑口總流量（m3/h）備注礦坑名稱穩(wěn)定水位（m）水位降低（m）一般最小最大D-02512.8818.886.661.7322.5D-01483.8376.8338.339.97129.5D-07543.88104.8892.3524.02103.5所測礦洞的流量是 3 月份,正是雨季最大時期隨著開采面積和深度的增大，礦坑涌水量亦逐漸增加，從坑道揭露情況來看，礦體和圍巖一般不含水，在斷裂帶和節(jié)理裂隙帶的地方有流水。4.1.

39、5 開采后的變化開采后的變化甲瑪?shù)V區(qū)內(nèi)沿礦層露頭線，露采坑及老窿塌陷坑到處可見，這些露采坑及老窿塌陷坑直接影響大氣降水對地下水的補給，使礦坑涌水量增大，但由于采空區(qū)多分布于山坡地帶，對地表水影響小，故礦坑涌水量增大不明顯。4.1.6 礦區(qū)供水水源評價礦區(qū)供水水源評價礦區(qū)西北部有甲瑪河，但距礦區(qū)有約 3 千米距離，可滿足常年供水需要。礦區(qū)及周邊分布有大量的第四系孔隙地下水與斷層帶裂隙地下水，目前基本保持其較封閉的天然狀態(tài)，因此，礦山還可根據(jù)實際需要在礦坑附近選擇合適地段鑿井開采上述地下水作為礦山供水水源。此地下水也是本區(qū)居民的生活用水的水源之一，說明該類水源的水質(zhì)應當符合生活飲用水的標準。16

40、/ 27 文檔可自由編輯打印4.2 工程地質(zhì)條件工程地質(zhì)條件及開采后的變化及開采后的變化礦區(qū)內(nèi)出露地層為下白堊統(tǒng)至上侏羅統(tǒng)碎屑巖碳酸鹽系，上覆第四系松散巖組 。第四系松散巖組：分布于沖溝及山坡地帶，厚度較小，呈松散結構，對深部銅礦開采影響較小。堅硬半堅硬碎屑巖：巖性為長石砂巖、泥質(zhì)頁巖、白云巖、灰?guī)r等。其物理力學指標見表 4-2。表 4-2巖體物理學理力學指標試驗結果表 抗壓強度（ 100KPa）抗剪強度地層巖 性結 構RQD值（）干燥飽和tgC（100KPa）P1aP1bP1c長石 砂巖、 砂質(zhì)頁 巖中層狀結構體33100491.72114.80.610.80151263.327100698

41、379046127600.488750.61625155.8443.0CSs白云巖、灰質(zhì)頁巖層狀結構體比重Gs2.75-2.82g/cm3、容重2.572-2.672g/cm3孔隙率 1.42-0.21%、吸水率 0.31%，飽和吸水率 0.38-0.036%。礦層頂、底板穩(wěn)固性較好。底板是條帶狀頁巖及炭質(zhì)白云巖，厚度為 1250米；頂板為砂巖及砂質(zhì)頁巖，厚 1030 米。根據(jù)探采對比，礦區(qū)北東東和北北西向斷裂發(fā)育，局部密集成帶出現(xiàn)，破壞了礦體的連續(xù)性和頂、底板圍巖及礦體的穩(wěn)固性。對礦層影響較大。綜上所述，甲瑪?shù)V區(qū)工程地質(zhì)條件屬中等類型。4.3 環(huán)境地質(zhì)條件及開采后的變化環(huán)境地質(zhì)條件及開采后的

42、變化據(jù)了解，由于礦區(qū)丘陵地層平緩，礦區(qū)近年來還沒有發(fā)生大的滑坡、泥石流等現(xiàn)象，但是由于雨季降水量較大，形成洪水的可能性還是存在的。通過對礦區(qū)及外圍水質(zhì)分析的資料表明：地表水的物性為無色、無味、無嗅、透明的，未受地下水污染的，只是受暴雨影響而渾濁；地下水的物理性質(zhì)與地表水基本一致，只是在礦體裂隙水中，銅離子含量較高，流出的地下水多是淡綠色，如 72 線附近的小沖溝及 TSPD-1?？赡苓€有鉛釩潛入顯示渾濁。從分析結果看，地表水化學類型主要分水化學類型主要 HCO3.SO4Ca 型；SO4-Mg 型；HCO3Ca 型。部分地表水樣中，Cu 離子含量為2.7513.92mg.L-1，超過飲用水標準（

43、1.0mg.L-1） 。少量樣 PH 值為 3.34.2，超過飲用水標準（6.5-8.5） 。其它離子均在標準范圍內(nèi)，礦化度未超過標準，以17 / 27 文檔可自由編輯打印上水樣均無放射性元素存在；地下水的水化學類型主要分水化學類型主要HCO3.SO4Ca 型；HCO3Ca 型，據(jù)原詳查報告分析有少量泉點的 Cu 離子均超過 0.1mg/L-1；Pb 離子，其余均未超過飲用水的標準。本次工作所取 8 個坑道水樣，除 D-01 鎘超標；D-07 鉛超標外，其余水樣都符合飲用水標準。礦區(qū)附近無工廠及風景旅游區(qū)等，周邊的牧場等不構成污染，因此，礦區(qū)無外污染源。經(jīng)調(diào)查與考證，周圍近期無地震歷史，未見大

44、型的山洪、大型泥石流、大型滑坡等活動。但要特別注意礦床開采期間大量礦坑廢料堆放問題。對礦區(qū) 8 個鉆孔巖芯及 3 個坑道，用上海電子儀器廠生產(chǎn)的 D-3013 數(shù)子 輻射儀進行了天然放射性 測量。放射性元素含量變化范圍為 1040，平均23.9，未見放射性異常（表 4-3、圖 4-1） 。表 4-3 甲瑪?shù)V區(qū)鉆孔、坑道伽瑪值統(tǒng)計表鉆孔編號最大值最小值平均值坑道編號最大值最小值平均值S211292025.6D-0130219.2S209261021.6D-02332528.6S222312226.5D-07401134.3S216261922.1S223281924.4S206302125.3S

45、204251922.4S202261923圖 4-1部分鉆孔及坑道的 直方圖從目前因采礦導致的污染狀況來看，該礦區(qū)其主要污染源有以下幾種類型，即礦山固體廢棄物、液體廢棄物、噪聲及礦石有害組分等污染源。6.4 開采技術條件小結開采技術條件小結礦區(qū)礦坑涌水有兩種地下水來源，一是來自礦化帶含水層本身的裂隙水承壓水，二是來自西部第四系孔隙水。第四系含水層與礦化帶之間雖然受長石砂巖層阻隔，但總體上兩個水層是連續(xù)分布的，屬無限透水邊界。水文地質(zhì)條件屬較復雜類型。礦層頂、底板穩(wěn)固性較好。底板是條帶狀頁巖及炭質(zhì)白云巖。斷裂發(fā)育，破壞了礦體的連續(xù)性和頂、底板圍巖及礦體的穩(wěn)固性。對礦層影響較大。工程地質(zhì)條件屬中等

46、類型。18 / 27 文檔可自由編輯打印礦區(qū)地貌類型簡單，未見活動斷裂，屬地殼基本穩(wěn)定區(qū)；無大的地質(zhì)災害、無重大的污染源；自然環(huán)境中地下水、地表水水質(zhì)中等；采礦的礦坑排水可能會對附近水體有一定污染；礦石、廢石化學成分基本穩(wěn)定，無其它環(huán)境地質(zhì)隱患。礦區(qū)地質(zhì)環(huán)境質(zhì)量為中等。礦山開采技術條件屬于“中等”類型 。5.2 采樣、加工、化驗及質(zhì)量采樣、加工、化驗及質(zhì)量5.2.1 采樣采樣1、槽、坑探工程取樣本次勘查，槽、坑探工程取樣采樣方法均采用刻槽法，刻槽取樣斷面規(guī)格為 103cm，取樣長度視礦石品位變化情況分段連續(xù)采取，一般樣長為1.01.5 米，并控制礦體頂、底板。2、巖芯鉆探取樣所有樣品均按礦石不

47、同自然類型、品級和巖性分段連續(xù)布置，并控制礦體頂、底板，以往鉆孔巖芯樣長一般 1 米，甲瑪?shù)V業(yè)則采用 11m。樣品采集采用切樣機 1/2 切割，一般作為樣品送化驗室分析，一般備查備用。5.2.2 樣品加工樣品加工按照切喬特公式 Q= K d2 編制加工流程圖（圖 5-1）執(zhí)行。Q：縮減后樣品的最大重量（kg） ； d：樣品顆粒最大直徑（mm） ； K：為礦石性質(zhì)決定的縮分系數(shù)，礦區(qū)按經(jīng)驗值 0.2； Q：縮減后樣品的最大重量（kg） ；d：樣品顆粒最大直徑（mm） 。5.4.3 化驗化驗甘肅地質(zhì)局所做的樣品基本分析項目為 Cu。甲瑪?shù)V業(yè)所采樣基本分析全部分析了 Cu、Pb、Zn、Au、Mo 5

48、 中元素（分析工作由北京地礦實驗室承擔） ，并借助選礦實驗樣對礦石進行全分析和組合分析，所得化驗結果基本可滿足工作需要。5.4.4 采、加、化質(zhì)量采、加、化質(zhì)量本次勘查采、加、化工作按照地勘規(guī)范要求進行：1、采樣：坑道按 105cm 的規(guī)格刻槽采樣，鉆孔中的礦芯則用二分之一劈19 / 27 文檔可自由編輯打印取法。2、加工：k 值取 0.2。礦樣經(jīng)機械破碎至 1mm 后連續(xù)縮分，正樣再細碎200 網(wǎng)目作化驗，加工過程中樣品損失率小于 23。3、對化驗結果進行了內(nèi)驗、外驗，分別取基本分析總樣的 10和 5進行內(nèi)部、外部驗證，內(nèi)驗總合格率為 95.30，屬偶然誤差；外部驗證 Cu 合格率為 92.

49、25。上資料表明，甲瑪?shù)V業(yè)的化學分析質(zhì)量符合規(guī)范要求。甘肅地質(zhì)局樣品采、加、化工作沒有見到具體的數(shù)據(jù)，工作質(zhì)量也沒有見到評述結果，但從各段樣品數(shù)據(jù)的兩次對比可以看出，前后數(shù)據(jù)吻合度較好，表明成果基本可信。鑒于此，本報告對于前人所提供的數(shù)據(jù)，雖然具體數(shù)據(jù)源可能不存在，但也盡可能予以采納。對于沒有搜集數(shù)據(jù)的鉆孔與勘探線剖面，則在第 6 章的資源儲量估算中，均按無工程處理，由此在較大程度上降低了礦床的工程控制程度。圖圖 5-15-1 樣品加工流程圖樣品加工流程圖20 / 27 文檔可自由編輯打印21 / 27 文檔可自由編輯打印6 資源資源/儲量估算儲量估算6.1 資源資源/儲量估算工業(yè)指標儲量估算

50、工業(yè)指標根據(jù) GB/T 139-2002固體礦產(chǎn)地質(zhì)勘查規(guī)范總則 、 銅、鉛、鋅、銀、鎳、鉬礦地質(zhì)勘查規(guī)范 （DZ/T 02142002） ，結合礦區(qū)礦體的礦石特征，本次確定采用礦石坑采一般工業(yè)指標，具體如下：主礦種銅 Cu：邊界品位：0.3%最低工業(yè)品位：0.5 %可采厚度：2 米夾石剔除厚度：4 米伴生組分要求指標：Mo0.01%，鉛0.2%，鋅0.4%，Au0.1g/t，Ag1g/t。6.2 資源資源/儲量估算對象儲量估算對象本次資源儲量估算范圍為甲瑪銅礦床的主礦體。6.3 資源資源/儲量估算方法的選擇及依據(jù)儲量估算方法的選擇及依據(jù)礦區(qū)主礦體為似層狀、脈狀，礦體傾角中等，一般 4050。

51、控制礦體的可用工程分布不規(guī)則、不系統(tǒng)。根據(jù)礦體的上述特點以及工程控制情況，資源儲量估算方法采用地質(zhì)塊段法，在垂直縱投影圖上進行計算。由于所搜集到原有資料不齊全，本次儲量計算以所搜集的部分以往資料和甲瑪?shù)V業(yè)進行資源核實所獲得的資料為主。6.4 資源資源/儲量估算參數(shù)確定儲量估算參數(shù)確定6.4.1 單工程厚度、品位的確定單工程厚度、品位的確定1、單工程礦體厚度的確定由于是在縱投影圖上進行計算，單工程礦體厚度均換算成水平厚度。單工22 / 27 文檔可自由編輯打印程礦體水平厚度的結算按以下公式求得。M 真L（sincoscoscossin）M 水平M 真/sin/cos 式中：M 真單工程礦體真厚度

52、M 水平單工程礦體水平厚度（m）L樣品長度（m）礦體傾角（）樣槽坡角（） ，坡角與礦體傾向相同時為-，相反時為+樣槽方向與礦體傾向的夾角（）勘探線與礦體傾向的夾角2、單工程礦體品位的確定單工程礦體平均品位以該工程所控制礦體的全部樣品品位與厚度加權平均求得。3、特高品位的處理當遇有特高品位存在時，應先處理特高品位，再來求平均品位。特高品位值取下限值即礦體礦體平均品位的 68 倍。處理方法是用特高品位所影響塊段的平均品位平均品位（單工程厚度較大時）代替。本次資源儲量估算未設計特高品位。6.4.2 塊段平均厚度、品位的確定塊段平均厚度、品位的確定塊段平均厚度采用礦塊內(nèi)各單工程礦體水平厚度的算術平均值

53、。塊段平均品位用礦塊內(nèi)各單位工程礦體的平均品位與各單工程礦體的水平厚度進行加權平均法計算。6.4.3 平均體重值等其它參數(shù)的確定平均體重值等其它參數(shù)的確定1、平均體重值沿用甘肅地質(zhì)局成果圖中的數(shù)值，即統(tǒng)一取值為 2.8t/m3。2、面積測定塊段面積的測定在編制的矢量化垂直縱投影圖上直接讀取。3、礦體平均品位與平均厚度礦體平均品位以各塊段礦體平均品位與塊段礦石量加權求得。礦體平均厚度以各塊段平均水平厚度與各塊段礦石量加權求得。6.4.4 有效小數(shù)位數(shù)的確定有效小數(shù)位數(shù)的確定23 / 27 文檔可自由編輯打印礦石量、金屬量、面積、體積的有效位數(shù)取整數(shù)。小數(shù)點后第一位數(shù)四舍五入。厚度、品位、體重有效

54、位數(shù)取小數(shù)點后兩位，第三位數(shù)四舍五入。6.5 礦體圈定原則礦體圈定原則1、單工程中，按不同礦體、不同礦石類型分別圈定，用等于或大于邊界品位的樣品圈定礦體。當?shù)V體厚度小于最低可采厚度而品位較高時用米百分值指標圈定礦體，等于或大于夾石剔除厚度的夾石單獨圈出，本次估算未設計米百分值。2、連接礦體時，先連接地質(zhì)界線，然后根據(jù)控礦因素和變化規(guī)律連接礦體。3、連接礦體時，工程間推定的礦體厚度不大于相鄰兩工程的最大見礦厚度。4、有限外推：按 C 級網(wǎng)度的二分之一尖推或四分之一平推。5、無限外推：由有礦孔向外尖推一個 C 級工程間距。6.6 塊段劃分原則塊段劃分原則（1）根據(jù)主礦體不同資源儲量級別劃分相應礦塊；（2）礦塊一般以勘探線或較大的斷層構造為邊界；（3）塊段編號按塊段資源儲量級別序號進行，序號按照自上向下自左向右依次編號。6.7 資源資源/儲量類型確定儲量類型確定6.7.1 333 資源量資源量（1）礦體在地表或淺部沿走向有工程稀疏控制。沿傾向有工程證實。（2）對礦體形態(tài)、