XZJM铜多金属矿加工技术性能.doc

XZJMXZJM 铜多金属矿铜多金属矿 加工技术性能加工技术性能 2006 User Microsoft 2006/1/1 3 矿石加工矿石加工技技术性能术性能 2 2 3.1 采样种类.3 3.2 选矿方法、试验流程及结果.3 3.3 矿石工业利用性能评价.12 4 矿床开采技术条件矿床开采技术条件 1414 4.1 水文地质条件及开采后的变化.14 4.2 工程地质条件及开采后的变化 .16 4.3 环境地质条件及开采后的变化.16 6.4 开采技术条件小结.17 5.2 采样、加工、化验及质量.18 6 资源资源/储量估算储量估算 2020 6.1 资源/储量估算工业指标20 6.2 资源/储量估算对象20 6.3 资源/储量估算方法的选择及依据20 6.4 资源/储量估算参数确定20 6.5 矿体圈定原则 .22 6.6 块段划分原则 .22 6.7 资源/储量类型确定22 6.8 资源/储量估算结果23 7 结语结语 2424 7.1 矿床勘查控制程度 .24 7.2 矿床远景评价 .24 7.3 地质工作存在的主要问题 .24 7.3 今后勘查工作建议 .25 . 3 矿石加工技术性能矿石加工技术性能 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 5.38%。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 5.41 2#2203.13 7.02 3#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5.42 配出矿样化验品位 100.00 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CaOMgOAl2O3MoWO3Au(g/t)Ag(g/t) 含量28.891.214.210.0240.0540.5561.32 3.2 选矿方法、试验流程及结果选矿方法、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。 - - - - - ( - 图图 5-1 “铜铅混合浮选再分离铜铅混合浮选再分离-锌浮选锌浮选”流程流程 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铜铅混合粗选条件试验 1） 磨矿细度试验 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 品位 %回收率（%）磨矿细度 -0.074mm% 产 品 名 称 产率 CuPbZnCuPbZn 铜铅粗精矿8.4714.724.103.6591.2780.2126.02 尾矿91.530.130.550.968.7319.7973.9860 原矿100.001.362.541.19100.00100.00100.00 铜铅粗精矿9.3014.325.623.7294.2296.6932.84 尾矿90.700.090.090.785.783.3167.1670 原矿100.001.412.461.05100.00100.00100.00 铜铅粗精矿9.2913.5324.043.4294.2895.7229.43 尾矿90.710.0840.110.845.724.2870.5780 原矿100.001.332.331.08100.00100.00100.00 铜铅粗精矿9.2512.9822.922.4988.6193.9721.81 尾矿90.750.170.150.9111.396.0378.1994 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0.074mm%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 连生体（%） 矿物名称 单体解离度 （%）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 3-5 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 品品位（%）回收率（%） 名 称 产率 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89.230.0610.120.723.684.4166.11 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 品位（%）作业回收率（%） 再磨细度 %-0.038mm 产 品 名 称 作业产率 CuPbZnCuPbZn 铜铅精矿72.2714.9232.761.5991.8794.7143.70 中矿27.733.444.775.348.135.2956.30 不再磨 55 给矿100.0011.7425.002.63100.00100.00100.00 铜铅精矿42.7125.7814.652.0082.0327.2135.83 中矿57.294.2129.212.6717.9772.7964.1765 给矿100.0013.4222.992.38100.00100.00100.00 铜铅精矿48.1822.7326.221.7779.2653.5537.19 中矿51.825.5321.152.7820.7446.4562.8182 给矿100.0013.8223.592.29100.00100.00100.00 铜铅精矿45.3320.2229.051.7968.7552.5433.10 中矿54.677.6221.763.0031.2547.4666.9092 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 品位（%）作业回收率（%） 产 品 名 称 作业产率 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100.0013.7824.503.80100.00100.00100.00 3.2.3 铜铅分离条件试验铜铅分离条件试验 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 品 位 %作业回收率（%） 活性炭用量 g/t 产 品 名 称 作业产率 CuPbCuPb 铜粗精矿74.4822.033093.2865.62 尾矿25.524.6345.876.7234.3810 给矿100.0017.5934.05100.00100.00 铜粗精矿40.7926.5319.2164.4822.42 尾矿59.2110.0745.835.5277.5820 给矿100.0016.7834.95100.00100.00 铜粗精矿41.5431.689.2279.2111.35 尾矿58.465.9151.1920.7988.6550 给矿100.0016.6233.76100.00100.00 铜粗精矿43.8631.519.2780.8211.88 尾矿56.145.8453.7319.1888.12100 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 品 位 %作业回收率（%） 硫化钠用量 g/t 产 品 名 称 作业产率 CuPbCuPb 铜粗精矿37.8729.28.776.728.34 尾矿62.135.458.323.2891.660 给矿100.0014.4139.52100.00100.00 铜粗精矿49.7325.9512.4386.2016.41 尾矿50.274.1162.6213.8083.5920 给矿100.0014.9737.66100.00100.00 铜粗精矿41.9825.1512.6189.3513.83 尾矿58.022.1756.8410.6586.1740 给矿100.0011.8238.27100.00100.00 铜粗精矿54.8523.7412.1891.7018.76 尾矿45.152.6164.068.3081.2480 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 品 位 %作业回收率（%） CNAS 用量 g/t 产 品 名 称 作业产率 CuPbCuPb 铜粗精矿44.9221.8126.4766.1832.74 尾矿55.089.0944.3533.8267.260 给矿100.0014.8036.32100.00100.00 铜粗精矿47.1426.4312.2188.9116.13 尾矿52.862.9456.6211.0983.87200 给矿100.0014.0135.69100.00100.00 铜粗精矿51.0125.7912.5292.2118.14 尾矿48.992.2758.857.7981.86300 给矿100.0014.2735.22100.00100.00 600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 全流程开路试验流程见图 3-2，试验结果见表 3-12。 表 3-12 “铜铅混合浮选再分离-锌浮选”开路试验结果 产 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 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 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 2 2 2 - 2 2 5 5 5 4 3 : 30 : 20 2 2 2 6 2 2 2 - 2 2 5 2 2 2 2 2 2 2 5 2 2 2 2 2 2 4 4 2 2 2 2 5 5 - - - - - - 2 1000 BK908 20 BK809 20 BK204 6 500 70%-0.074mm 400 BK908 4 BK809 4 BK204 2 200 BK908 1 BK809 1 500 BK908 1 BK809 2 BK204 1 200 BK908 0. 5 BK809 1 100 CNAS: 550 BK908 2 BK204 2 1800 200 BK809 6 BK204 4 30 BK809 2 BK204 2 BK809 2 BK204 1 50 BK809 2 BK204 1 50 5 5 4 4 BK908 0. 5 CNAS: 150 BK908 0. 5 BK204 12 C N AS: 60 BK908 0. 5 BK204 1 2BK908 0. 5 5 1 2 3 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 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”清水闭路试验结果 品位（%）回收率（%） 产品 名称 产率 CuPbZnAu,g/t Ag,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90.60 0.064 0.0870.130.16 5.95 4.223.3110.7430.80 8.38 原矿100.00 1.38 2.38 1.10 0.47 64.32 100.00 100.00 100.00 100.00 100.00 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全流程回水闭路试验 1） 全流程 50%回水闭路试验 “铜铅混合浮选再分离-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 品位（%）回收率（%） 产品 名称 产率 CuPbZnAu,g/t Ag,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 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 品位（%）回收率（%） 产品 名称 产率 CuPbZnAu,g/t Ag,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1.441.621.0150.940.3731.221.690.6167.741.220.73 尾矿90.930.0760.0770.130.165.715.012.9610.9233.438.40 原矿100.001.382.371.080.4461.79 100.00 100.00 100.00 100.00 100.00 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%0.0580.0890.140.00390.1310.150.0610.032 化学成分MnSiO2Al2O3CaOMgOAu(g/t)Ag(g/)t 含量%0.3339.404.6231.121.310.155.43 3.3 矿石工业利用性能评价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 矿床开采技术条件矿床开采技术条件 4.1 水文地质水文地质条件及开采后的变化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自然地理、气候与地下水补给条件 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 勘查区含水层和隔水层的分布勘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。 4.1.3 断层的含、导水性断层的含、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。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。 4.1.4 矿坑涌水量矿坑涌水量 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 坑口总流量（m3/h）备注 矿坑名称 稳定水位 （m） 水位降低 （m） 一般最小最大 D-02512.8818.886.661.7322.5 D-01483.8376.8338.339.97129.5 D-07543.88104.8892.3524.02103.5 所测矿洞的流量 是 3 月份,正是 雨季最大时期 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，在断裂带和节理裂隙带的地方有流水。 4.1.5 开采后的变化开采后的变化 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。 4.2 工程地质条件工程地质条件及开采后的变化及开采后的变化 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 抗压强度（ 100KPa）抗剪强度地 层 岩 性结 构 RQD值 （） 干燥饱和 tg C（100KPa） P1a P1b P1c 长石 砂 岩、 砂 质页 岩 中层状 结构体 33100 491.72114 .8 0.610.80151263.3 271006983790 46127 60 0.488750.6162 5 155.8443. 0 CSs 白云岩、 灰质页岩 层状 结构体 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，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-0130219.2 S209261021.6D-02332528.6 S222312226.5D-07401134.3 S216261922.1 S223281924.4 S206302125.3 S204251922.4 S202261923 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 开采技术条件小结开采技术条件小结 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、加工、化验及质量 5.2.1 采样采样 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。 5.2.2 样品加工样品加工 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） ； 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） 。 5.4.3 化验化验 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。 5.4.4 采、加、化质量采、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。 图图 5-15-1 样品加工流程图样品加工流程图 6 资源资源/储量估算储量估算 6.1 资源资源/储量估算工业指标储量估算工业指标 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 资源资源/储量估算对象储量估算对象 本次资源储量估算范围为甲玛铜矿床的主矿体。 6.3 资源资源/储量估算方法的选择及依据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 资源资源/储量估算参数确定储量估算参数确定 6.4.1 单工程厚度、品位的确定单工程厚度、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、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 资源资源/储量类型确定储量类型确定 6.7.1 333 资源量资源量 （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、矿石质量已大致查明； （4）333 资源量的范围为由见矿工程圈闭的