第五章 矿石加工技术性能

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第五章 矿石加工技术性能

5.1 采样种类、方法及其代表性

5.1.1 采样目的

本次采样目的是对矿区首采地段（即Ⅰ、Ⅱ矿体群）的铁矿石（磁铁矿）及铁铜矿石进行试验采样，进行可选性试验，确定主要金属矿物的选矿方法，对矿石的可选性作出初步评价。

5.1.2 采样方法及代表性

本次试样全部在Ⅰ、Ⅱ矿（体）群的钻孔中采取，样品重量根据各钻孔见矿的矿石类型及见矿厚度比例计算配样，样品采集是在钻孔岩心劈心采取的化学分析样的副样当中称取。共采集试样三件，即：混合样（2007年）、铁铜样和铁矿样（2008年）。

2007年混合样：根据各勘探线见矿钻孔中的见矿厚度以及见矿层数配样。采样点分部在11线—36线7个勘探线中的16个钻孔中，共计72个采样点（见表5-1）。其中：铜矿石采样点18个；铁矿石采样点19个；铁铜矿石采样点24 个；围岩采样点12个。采取试验样品共计489.37kg，其中围岩样25kg，铁矿石样207.2kg、铁铜矿石样218.2kg、铜矿石样38.97kg。

样选矿试验样品取样位置及重量一览表 表5-1

勘探线 11线 07线 工程号 Zk11O1 Zk0702 Zk0703 Zk0705 Zk0301 03线 0线 Zk0302 Zk0303 Zk0005 Zk0401 Zk0402 04线 Zk0403 Zk0404 Zk0407 08线 36线 合计 Zk0805 Zk3604 Zk3605 FeCu （kg） 4.51 13.98 26.5 37.56 4.5 46.61 49.07 2.5 2 18 6.5 6.49 218.2 Fe （kg） 16.18 11.11 3 72 41.67 8.65 2 21.48 31.09 207.2 2

Cu （kg） 5.97 2.5 1.5 4 1 4.5 4 2.5 1 12 38.97 围岩 6.98 1.25 5.4 10.02 1.35 25. 合计 22.15 18.12 22.46 8.25 26.5 43.96 81 46.61 45.67 60.22 4.5 23.48 19 47.61 13.35 6.49 489.37

铁铜矿选矿试验样品取样位置及重量一览表 表5-2 序号 野外编号 1 H1 2 H2 3 H3 4 H4 5 H5 6 H6 7 H7 8 H8 9 H9 10 H10 11 H11 12 H12 13 H13 14 H14 15 H15 合计 钻孔编号 矿石类型 位置 358.2—374 374—384 410—422 422—435.7 435.7—444 445—464 89—95 108—115 286.1—291.9 291.9—297.5 400 重量（Kg） 29 32 27 30.5 28 23.5 17 30 33 20 35 36.5 33.5 12 13 备 注 2007 Zk0304 Zk0004 Zk0705 Zk1101 Zk0303 铁铜矿 围岩 铁矿样选矿试验样品取样位置及重量一览表 续表5-2

序号 野外编号 16 H16 17 H17 18 H18 19 H19 20 H20 21 H21 22 H22 23 H23 24 H24 25 H25 26 H26 27 H27 28 H28 29 H29 30 H30 31 H31 32 H32 33 H33 34 H34 35 H35 合计 钻孔编号 矿石类型 位置 180—188.3 188.3—195.4 195.4—200.4 200.4—207.8 207.8—214.8 214.8—220.8 220.8—227.3 227.3—233.9 233.9—241.8 244.1—247.3 247.3—254 254—260.3 260.3—266.5 266.5—273.3 273.3—278.7 278.7—286.1 297.5—304.6 304.6—310.6 500 重量（Kg） 28.5 27 27.5 27 25 25.5 28 26 27 26.5 28 24 26 31.5 24 26 23.5 24 13 12 备 注 Zk0303 含铜菱铁矿磁铁矿 围岩 2008年铁铜样和铁矿样：采样点分部在3—11勘探线之间的5个钻孔中，共计35个采样点（见表5-2、表5-3）。其中：铁矿石采样点18个；铁铜矿矿石采样点13个；围岩采样点各2个。采取试样重量为铁矿样（磁铁矿）500Kg，其中：包括围岩样25Kg，铁铜矿样400Kg，其中：包括围岩样25Kg。

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两次采集的三件试验样品采集点分布较均匀，代表着不同地段、不同矿石混合矿类型和结构构造矿石，与矿体厚度、矿石资源储量所占比例基本一致，并在配样计算时还考虑了各矿体不同地段的品位差别，故试验样品具有较好的代表性。

5.2 选矿流程试验种类及试验样品制备

本次采取的2007年混合矿样品进行了可选性试验，2008年的铁矿样和铁铜样进行了小型实验室选矿试验。

样品制备：试验用矿样到达后先取出工艺矿物学研究样，然后将其余矿样破碎、混匀。试样破碎缩分流程见图5-1。试样中除缩分出多元素化学分析样和物相分析样外，其余矿样均装袋用于进行选矿试验。

5.3 磨矿粒度试验

5.3.1 主要目的矿物的嵌布粒度

试样 粗 碎 中 碎 +3mm 筛分 （3mm） 细碎 -3mm 混匀 缩分 化学 分析 分析 副样 选矿试验用样

图5-1 样品制备流程

矿石中主要目的矿物的粒度组成及其分布特点对确定磨矿粒度和制订合理的选矿工艺流程有着直接的影响。为此，在显微镜下对矿石中铁矿物（包括磁铁矿、半假象~假象赤铁矿）和铜矿物的嵌布粒度进行了统计，结果列于表5-4。

由表5-4可以看出，矿石中铜矿物和铁矿物均具不均匀细粒～微细粒嵌布的特征。相对而言，铁矿物的粒度略粗。当粒级为+0.15mm时，正累计分布率铁矿物为75.12%～

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86.18%、铜矿物为70.38%～76.41%。单纯从嵌布粒度来看，欲使90%以上的铁矿物得到解离，处理区内矿石时以选择-0.105mm部分占95%以上的磨矿粒度较为适宜，但此时相当部分的铜矿物仍呈连生体产出。因此，为获得较高品位的铜精矿，需要将选铁的尾矿进一步细磨至-0.037mm部分占95%左右的粒度。

主要目的矿物的嵌布粒度（单位：%） 表5-4

粒 级 （mm） -2.33+1.65 -1.65+1.17 -1.17+0.83 -0.83+0.59 -0.59+0.42 -0.42+0.30 -0.30+0.21 -0.21+0.15 -0.15+0.105 -0.105+0.074 -0.074+0.052 -0.052+0.037 -0.037+0.026 -0.026+0.019 -0.019+0.013 -0.013+0.010 -0.010 铜 矿 物 分 布 率 累计分布率 磁 铁 矿 物 分 布 率 累计分布率 铁样 混合样 12.5 1 23.26.34 7 32.615.55 9 46.129.06 2 60.248.59 3 72.858.91 3 82.567.17 5 90.075.18 2 93.781.32 5 96.286.71 0 97.691.66 2 98.495.47 8 99.198.21 2 99.599.23 8 99.899.76 3 99.999.99 2 100 100 铜铁样 铁样 混合样 铜铁样 铁样 混合样 铜铁样 铁样 混合样 铜铁样 12.5 1 11.410.711.4 6.34 9 6 9 17.413.717.413.721.0 9.52 9.38 9.25 8 4 8 4 1 13.316.620.430.816.634.114.613.513.435.66 1 1 4 1 5 7 1 3 8 12.419.215.643.235.849.718.714.119.554.40 2 0 4 3 5 2 3 1 0 10.521.010.753.756.860.513.612.510.468.03 1 8 7 4 3 5 2 0 5 11.261.868.169.410.378.38.05 8.92 9.76 8.22 8 2 2 5 2 7 70.376.476.286.18.56 8.29 6.83 7.81 7.51 7.97 8 1 8 8 77.582.481.791.47.21 6.02 5.47 5.30 3.64 6.23 9 3 5 8 84.286.785.995.16.65 4.29 4.21 3.68 2.49 5.35 4 2 6 6 88.790.789.897.64.46 3.98 3.85 2.47 1.45 4.92 0 0 1 3 92.593.992.798.93.82 3.22 2.96 1.29 0.81 3.86 2 2 7 2 96.296.695.399.53.69 2.76 2.58 0.63 0.64 2.74 1 8 5 5 98.098.597.699.71.86 1.85 2.29 0.24 0.42 1.06 7 3 4 9 99.499.499.199.91.42 0.90 1.48 0.13 0.33 0.45 9 3 2 2 99.899.999.799.90.37 0.47 0.61 0.06 0.13 0.19 6 0 3 8 0.14 0.10 0.27 100 100 100 0.02 0.01 0.08 100 5.3.2 磨矿粒度试验 在不同磨矿粒度条件下对该矿进行了一组弱磁选试验，弱磁选流程采用一次粗选一次精选作业，磁场强度分别为1100奥斯特和900奥斯特，试验结果见表5-5、表5-6。

试样粒度试验结果统计表 表5-5

样品 磨矿粒度 铁 精 矿 品位（%） 5

铁 金 属 铁精矿中的 回收率（%） 铜含量（%） 铁矿产率 （%）

铁 样 -200目59%←-400目96% 铜铁样 混合样 60.19→64.28 58.11→64.18 59.08→64.78 57.81←52.43 41.09←35.58 28.81←24.68 0.044←0.028 0.090←0.039 / 36.80←31.24 28.51←22.31 17.35←13.65 -200目60%←-400目97% -200目62%←-325目96% 注:“→”为上升,“←”为下降。 从表5-5、表5-6的统计结果可以看出，随着磨矿粒度的变细，铁精矿品位提高幅度不大，铁品位可提高4.09～6.07%，铁金属回收率则逐步下降，回收率下降4.13%～5.51%，铁精矿产品中Cu含量较低，也呈逐步降低趋势，对精矿质量不构成影响。但磨矿粒度越细磨矿成本越高，单位球磨机处理能力越低，所以在能满足产品销售要求的前提下，弱磁选宜选择较粗的磨矿粒度。

铜铁样弱磁选磨矿粒度条件试验结果(单位:%) 表5-6

磨矿细度 产品名称 精矿 -400目97 尾矿 给矿 精矿 -200目93 尾矿 给矿 精矿 -200目82 尾矿 给矿 精矿 -200目76 尾矿 给矿 精矿 -200目60 尾矿 给矿 γ βFe βCu εFe εCu 备 注 22.31 64.18 0.039 35.58 1.60 77.69 33.37 0.690 64.42 98.40 100.00 40.24 0.545 100.00 100.00 23.97 62.63 0.052 37.15 2.26 76.03 33.40 0.710 62.85 97.74 100.00 40.41 0.552 100.00 100.00 25.71 60.91 0.067 38.80 3.16 74.29 33.24 0.710 61.20 96.84 100.00 40.35 0.545 100.00 100.00 26.82 60.50 0.075 40.15 3.68 73.18 33.06 0.720 59.85 96.32 100.00 40.42 0.547 100.00 100.00 28.51 58.11 0.090 41.09 4.75 71.49 33.22 0.720 58.91 95.25 100.00 40.32 0.540 100.00 100.00 精矿 原矿 磨矿 粗选1100奥 精选900奥 尾矿 5.4 弱磁选磁场强度条件试验 为了选择弱磁粗选作业和精选作业适宜的磁场强度条件，在磨矿粒度为-200目86%的细度条件下进行一组不同磁场强度条件的弱磁选试验，试验结果见表5-7、表

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5-8。

磁场强度条件试验结果统计表 表5-7

样品 铁样 铜铁样 混合样 磁场强度 原矿品位(%) 铁精矿品位 铁金属 （奥斯特） TFe （%） 回收率（%） Cu 38.20 0.17 900→2000 40.40 0.54 35.62 0.36 58.43→ 50.17 59.45→ 51.32% 57.84→ 52.84% 61.39→70.20 40.19→51.81 31.03→36.65 铜金属 回收率（%） 5.01→ 22.04 5.01→ 22.04 / 铁精矿中 铁矿产率 铜含量（%） （%） 0.050→ 0.094 0.098→ 0.29 / 11.66→ 28.50 27.37→ 40.22 18.86← 24.19 注:“→”为上升,“←”为下降。

铜铁样弱磁选磁场强度条件试验结果（单位：%） 表5-8

磁场强度 2000奥斯特 产品名称 精矿 尾矿 给矿 精矿 尾矿 给矿 精矿 尾矿 给矿 精矿 尾矿 给矿 γ 40.22 59.78 100.00 38.88 61.12 100.00 27.65 72.35 100.00 27.37 72.63 100.00 βFe 51.32 32.11 39.84 51.87 32.63 40.11 59.15 32.99 40.22 59.45 33.34 40.49 βCu εFe εCu 备注 0.290 51.81 22.04 0.690 48.19 77.96 0.529 100.00 100.00 0.300 50.28 21.91 0.680 49.72 78.09 0.532 100.00 100.00 磨矿细度为0.099 40.66 5.20 -200目86% 0.690 59.34 94.80 0.527 100.00 100.00 0.098 40.19 5.01 0.700 59.81 94.99 0.535 100.00 100.00 1500奥斯特 1100奥斯特 900奥斯特 从表5-7、表5-8结果可以看出：随着磁场强度从900奥斯特提高到2000奥斯特，精矿铁品位逐渐降低，下降幅度5.00%～8.26%，铁金属回收率则逐渐提高，提高幅度5.62%～11.62%，产品产率有明显的增加，说明粗选宜选择较高的磁场强度，精选时则应选择相对较低的磁场强度。故试验研究中粗选磁场强度选择为1100奥斯特，精选磁场强度选择为900奥斯特。

5.5 浮选铜（铁）捕收剂比较试验

通过流程探索试验，选择选矿流程为磨矿—弱磁选—磨矿—浮选流程，为了探索出适合该矿的铜捕收剂，进行了5种不同捕收剂的比较研究，分别为丁黄药、乙硫胺酯、乙硫氮、Y-89和MOS-2，试验结见表5-10。

捕收剂试验结果表 表5-10

序号 1 选矿流程 磨矿-弱磁选-磨矿-浮选流程 捕收剂 丁黄药 铜精矿品位 回收率 备 注 TFe Cu TFe Cu 2.07 38.77 14.48 2.00 57.97 产率 7

2 3 4 5 乙硫胺酯 乙硫氮 Y-89 MOS-2 2.13 1.71 0.40 2.25 35.86 37.77 33.25 37.58 17.69 15.28 25.35 18.21 1.92 1.62 0.33 2.12 69.93 49.44 18.15 74.09 从试验结果表可以看出，采用MOS-2为捕收剂时获得的铜精矿指标最好，精矿产率为2.25%，品位为18.21%，回收率为74.09%。采用乙硫胺酯为捕收剂时，取得的铜精矿指标次之，精矿品位为17.69%，铜金属回收率为69.93%。而采用Y-89为捕收剂时，获得的铜精矿品位最高，达到25.35%，但回收率最低，仅为18.15%。故选用MOS-2为浮选铜的捕收剂较为合适。

5.6 选矿流程试验及结果

5.6.1 选矿试验流程

本次采取的三件试验样品中，回收利用的主要有价元素有铜和铁元素，铅、锌、银、金含量较低，不具利用价值。

针对试样的矿石特性，在选铁试验中分别进行了磨矿—弱磁选流程、磨矿—弱磁选—强磁选—摇床重选流程、磨矿弱磁选—强磁选—反浮选选铁流程、磨矿—弱磁—强磁—氧化焙烧—弱磁选选铁流程等，最终选择磨矿—弱磁选选铁流程（见图5-2、图5-3、图5-4）。在选铜试验研究中，弱磁选尾矿作为选铜给矿，分别进行了磨矿—弱磁选—强磁选—浮选开路流程、磨矿—弱磁选—浮选开路流程试验和磨矿—弱磁选—磨矿—浮选开路流程试验比较，最终选择磨矿—弱磁选—磨矿—浮选流程进行了选铜闭路试验研究（见图5-3）。从表5-9中可以看出:

1、在弱磁选流程中，铁精矿品位为60.10%—56.11%之间，最高64.50%（铜铁样），回收率30.83%—57.18%，最高62.64%（铁矿样），主要回收铁矿物为磁铁矿。此流程虽可生产出合格的铁精矿产品，但回收率仍较低，仍需对褐铁矿和菱铁矿等弱磁性铁矿物中的铁进行研究回收。

2、在强磁选流程中，铁精矿品位为30.85%—40.32%之间，最高40.42（铜铁样），达不到产品销售指标要求，而回收率32.43%—69.09%，主要回收铁矿物为假、半假象赤铁矿、菱铁矿。此选矿工艺流程，虽可以提高资源回收率，但其铁精矿产品铁品位较低，无法被工业利用，故强磁选流程需有其他选矿工艺流程配合，提高精矿品位。

3、在浮选铁流程试验中，铁精矿品位31.76-52.67%，最高54.66%，回收率0.22%-20.46%，最高21.27%，精矿品位和回收率均较低。

4、为了提高铁精矿品位，强磁铁精粉经氧化焙烧-弱磁选铁流程试验（混合样），

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铁精品位由39.93%提高到57.32%，回收率由49.03%下降到45.13%，综合品位接近60%，综合回收率达74.16%。但此工艺流程较复杂，选矿成本也较高，并且强磁选铁精粉中带走部分铜矿物（占铜25—40%），无法回收利用。所以，应对磨矿-弱磁-强磁-氧化焙烧-弱磁选矿工艺应进一步研究，尽可能取得最佳技术经济效果。

5、在浮选铜闭路流程试验中，铁铜样和铁矿样铜精矿品位分别为16.03%和20.46%，平均精矿品位18.24%，铜回收率分别为92.11%和75.97%，平均回收率为84.04%。经浮选可以生产出合格的铜精矿产品，而且回收率较高，浮选铜不存在技术问题。

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βTFe βCu 图例：γ % εTFe εCu 给矿

矿 40.07 0.554 100.00 磨矿，-200目80% 100.00 100.00 弱磁选 0.11T 弱磁选 0.09T 60.10 0.084 23.07 34.61 3.50 76.93 34.06 0.70 65.39 96.50 铁精矿 磨矿，-400目93% 33.65 0.51 113.94 95.67 103.81 浮 铜 32.89 1.58 34.38 97.74 28.21 33.97 0.04 79.56 67.46 6.07 33.09 1.09 53.84 扫 选 44.46 105.47 32.37 0.160 精 选1 5.82 4.70 1.68 34.10 0.033 73.74 33.40 2.44 62.76 4.39 22.65 18.88 99.84 31.19 32.86 0.100 25.58 5.63 33.34 1.73 34.96 29.09 109.17 尾矿 精 选2 33.22 3.63 15.50 33.44 0.220 12.84 101.44 19.46 7.73 16.25 33.56 3.23 19.43 16.27 113.22 精 选3 34.11 8.09 7.12 33.24 0.420 6.06 103.89 12.31 10.21 9.33 精 选4 33.13 16.03 3.19 2.63 92.11 3.93 34.91 1.660 3.43 11.78 铜精矿 图5-2 铁铜样磨矿—弱磁—磨矿—浮选选铜闭路流程试验数质量流程图

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βTFe βCu 图例：γ %

εTFe εCu 给矿

38.31 0.169 100.00 磨矿，-200目65% 100.00 100.00 弱磁选 0.11T 弱磁选 0.09T 60.46 0.039 39.53 62.39 9.14 23.57 0.267 60.47 37.61 90.86 铁精矿 磨矿，-400目94% 24.10 0.20 87.38 54.96 105.73 浮 铜 25.31 0.62 23.75 15.69 86.79 23.64 0.05 63.63 39.27 18.94 25.46 0.51 33.74 扫 选 22.43 102.78 22.11 0.180 3.79 精 选1 2.19 4.05 23.74 0.042 59.84 26.21 1.46 37.08 14.89 10.62 7.27 91.96 23.12 25.12 0.079 15.16 10.82 26.67 1.50 14.23 9.91 126.62 尾矿 精 选2 28.69 4.41 4.24 3.17 110.63 9.99 25.82 0.270 6.74 15.99 29.34 4.92 5.31 4.07 154.86 精 选3 32.11 11.93 1.70 28.04 1.620 1.43 120.20 3.61 2.64 34.66 精 选4 32.42 20.46 0.63 0.53 75.97 31.93 6.95 1.07 0.90 44.23 铜精矿 图5-3 铁矿样磨矿—弱磁—磨矿—浮选选铜闭路流程试验数质量流程图

11

27.98

βTFe βCu2 γ % εTFe εCu2 100.00

35.75 0.36 100.00 100.00 原矿(QHTT-0)

磨矿 -200目85%

59.09 0.10 30.83 5.25 18.65 弱 磁 选 1100奥斯特 81.35 30.40 0.42 69.17 94.75 61.10 0.083 29.03 3.91 弱 磁 选 900奥斯特

83.01 30.56 0.42 70.97 96.09 16.99

铁精矿 43.65 51.78 49.03 39.93 49.03 01.66 38.80 0.29 1.80 1.34 强 磁 选

2 氧化焙烧 5.34 10.00 / / / / 烧失 .21 10000奥斯特 39.36 19.81 0.65 21.94 70.75 铜粗选 7.30 / 2.75 / 0.17 32.06 / 55.80 / 14.95 33.65 1100奥斯特 1.67 铜精选Ⅰ 57.32 / 45.13 / 900奥斯特 中/ 1.08 / 4.94 X254.37 .67 3.89 2.94 / 5.84 / 47.66 中2 1 4.36 1 强磁铁精矿 铜精选Ⅱ / 10.59 1.38 / 40.61 / 0.68 / 8.15 30.39 X2 / 0.12 / 10.01 中3 / 1.65 1.56 / 7.05 铜精选Ⅲ 0.74 中4 / 16.31 / 32.86 0.64 / 4.38 / 7.75 铜精矿 图5-4 混合样 磨矿—弱磁—强磁—氧化焙烧—开路浮选全流程数质量流程图

12

赵 卡 隆 铁 铜 多 金 属 矿 选 矿 流 程 试 验 结 果 汇 总 表 表5-9

弱磁选 序 号 磨矿—弱磁选— 1 强磁选—摇床 选铁流程试验 磨矿—弱磁选— 2 强磁选—反浮选 选铁流程试验 3 选铁流程试验 磨矿-弱磁选-浮选 4 选铁(铜)流程试验 磨矿—弱磁选 铁矿样 38.20 0.179 -200目75% 34.87 61.90 0.038 56.50 7.39 40.18 30.90 0.165 32.49 36.96 0.75 混合样 35.75 0.36 -200目85% 16.99 61.10 0.083 29.03 3.91 52.58 39.93 0.21 69.09 26.38 7.58 铜铁样 40.14 0.546 -200目76% 26.30 60.44 0.080 39.60 3.85 49.45 38.87 0.375 47.88 33.98 40.14 0.537 -400目95% 23.07 63.91 0.069 36.74 2.97 41.47 40.40 0.298 41.74 23.03 / 54.34 0.461 1.06 1.92 55.96 / / 11.15 / 45.13 / 61.74 55.96 57.56 51.54 46.49 40.01 44.85 15.36 铜铁样 40.10 0.536 -400目95% 22.44 63.91 0.056 35.76 2.35 41.86 40.42 0.277 42.20 21.67 2.38 61.10 0.254 3.63 1.13 / / / / / 63.64 39.39 选矿流程 样号 原矿品位 （%） TFe Cu 磨矿 精矿品位 产率 γ（%） TFe Cu TFe Cu β（%） 回收率 ε（%） 产率 γ（%） TFe Cu TFe Cu 精矿品位 β（%） 回收率 ε（%） 产率 γ（%） TFe Cu TFe Cu / 60.98 0.517 5.60 3.47 精矿品位 β（%） 回收率 ε（%） 产率 γ（%） TFe / Cu / TFe / Cu / TFe 60.51 Cu TFe Cu TFe 45.18 Cu 精矿品位 β（%） 回收率 ε（%） 强磁选 摇床或氧化焙烧 反浮选(浮选或强磁) 磁选精矿 品位（%） 浮选精矿 品位（%） 综合回收率 （%） 40.10 0.549 -200目76% 26.27 60.44 0.08 39.59 3.83 49.72 38.71 0.39 48.01 34.92 3.68 5.06 54.66 0.22 6.89 2.04 59.51 2.49 52.67 0.400 3.27 1.86 62.81 铁矿样 38.45 0.182 -200目75% 34.86 61.90 0.038 56.11 7.29 40.18 31.53 0.171 32.95 37.77 铜铁样 40.04 0.544 -200目76% 26.35 60.78 0.075 40.01 3.63 铁矿样 38.31 0.174 -200目66% 36.23 60.46 0.036 57.18 7.50 铜铁样 40.27 0.521 -200目96% 24.63 62.23 0.070 38.16 3.23 40.50 0.528 -400目97% 22.57 64.50 0.051 35.94 2.18 铁矿样 38.09 0.175 -200目66% 36.33 60.46 0.036 57.51 7.43 2.94 42.63 0.095 3.26 1.54 61.90 0.038 42.63 0.095 59.37 60.78 0.075 60.46 0.036 40.01 57.18 28.07 35.94 1.10 38.56 12.96 1.05 26.67 62.23 0.051 64.50 0.051 1.73 31.76 3.830 1.44 37.67 60.46 0.036 31.76 3.83 57.51 37.67 0.71 37.37 10.25 0.66 13.42 46.4 0.28 37.37 10.25 87.61 13.42 1.01 36.46 14.06 0.91 26.35 48.75 0.069 36.64 14.06 78.20 26.35 0.36 35.76 9.050 0.34 18.26 50.41 0.107 35.76 9.050 88.76 18.26 0.74 / 16.31 / 32.86 74.13 32.86 磨矿—弱磁选— 5 强磁选—铜浮 选开路流程试验 铜铁样 40.12 0.542 -200目76% 26.30 60.88 0.080 39.91 3.88 49.45 38.70 0.380 47.70 34.64 40.23 0.538 -400目95% 23.07 63.91 0.069 36.65 2.96 41.46 40.32 0.270 41.55 20.55 铁矿样 38.22 0.181 -200目75% 34.87 61.75 0.040 56.33 7.69 40.18 30.85 0.165 32.43 36.56 混合样 35.75 0.36 -200目85% 18.65 59.09 0.10 30.83 5.25 43.65 39.93 0.21 49.03 25.34 27.98 57.32 40.16 0.526 -200目76% 26.35 60.78 0.078 39.89 3.76 磨矿—弱磁选—浮选 6 选铜开路流程试验 铁矿样 38.22 0.181 -200目75% 34.87 61.75 0.040 56.33 7.69 40.18 30.85 0.165 32.43 36.56 磨矿—弱磁—磨矿 7 —浮选选铜 开路流程试验 磨矿—弱磁—磨矿 8 —浮选选铜 闭路流程试验 磨矿-弱磁-强磁-氧9 化焙烧-弱磁选流程试验 混合样 35.75 0.36 -200目85% 16.99 61.10 0.083 29.03 3.91 27.98 57.32 / 45.13 铁矿样 38.31 0.169 -400目94% -200目65% 39.53 60.46 0.039 62.39 9.14 铁矿样 38.15 0.177 -400目94% 铜铁样 40.07 0.554 -200目80% -400目93% 23.07 60.10 0.084 34.61 3.50 铜铁样 40.21 0.517 -200目80% 25.71 60.10 0.084 38.42 4.18 -200目65% 39.53 60.46 0.039 62.64 8.71 铜铁样 40.18 0.534 -200目96% 24.63 62.23 0.070 38.16 3.23 40.26 0.517 -400目95% 22.57 64.50 0.051 36.16 2.23 38.09 0.175 -200目66% 36.33 60.46 0.036 57.51 7.43 0.68 38.76 5.070 0.66 6.56 60.78 0.075 38.76 5.070 39.86 6.56 1.10 38.56 12.96 1.05 26.67 62.23 0.070 38.56 12.96 38.16 26.67 2.18 36.76 14.62 1.99 61.65 64.50 0.051 36.76 14.62 36.16 61.67 1.73 31.76 3.830 1.44 37.67 60.46 0.036 31.76 3.830 57.51 37.67 0.36 35.76 9.050 0.34 18.26 45.21 0.172 35.76 9.050 88.76 18.26 2.07 38.77 14.48 2.00 57.97 60.10 0.084 38.77 14.48 60.10 74.09 0.44 48.90 21.27 0.56 52.84 60.46 0.039 48.90 21.27 62.46 52.84 3.19 33.13 16.03 2.63 92.11 60.10 0.084 33.13 16.03 34.61 92.11 0.63 32.42 20.46 0.53 75.97 60.46 0.039 32.42 20.46 62.39 75.97 0.74 16.31 32.86 58.75 / / / 74.16 32.86 13

5.6.2 选矿流程试验结果

三件样品分别进行的各项选矿流程试验结果见表5-9。主要结论有：

1、Ⅰ、Ⅱ矿（体）群矿石属发生一定程度氧化的低磷高硫酸性磁铁矿-菱铁矿混合型铁矿石或铜铁矿石，通过选矿可获得合格的铜精矿和铁精矿两种产品。

2、通过选铁流程进行比较，采用磨矿—弱磁选流程，可以获得合格的磁铁精矿产品。采用磨矿—弱磁选—强磁选—摇床选铁流程和磨矿—弱磁选—强磁选—反浮选选铁流程，除能获得磁铁精矿外，还可以综合回收一部分弱磁性铁矿物，但综合回收得到的铁精矿品位太低，回收的经济价值不大。所以，该矿选铁宜采用磨矿（-200目80%）—弱磁选流程（一扫1100奥、一精900奥），铁精矿产率34.61%—62.39%，平均产率48.50%,铁精矿TFe品位60.10—60.46%，平均品位60.28%，回收率34.61—62.39%，平均回收率48.5%。

3、通过各种选铜流程的试验研究，推荐选铜的磨矿粒度为-400目95%左右，流程采用磨矿—弱磁选—磨矿—浮选流程，该选矿流程在保证铜精矿品位的前提下，能够充分回收该矿中的铜矿物，且磨矿成本最节省。该矿铁矿样和铁铜样采用磨矿—弱磁选—磨矿—浮选选铜闭路流程，浮选流程采用一次粗选一次扫选，粗选精矿经过四次精选作业获得的最终可获铜精矿指标为：产率0.63%—3.19%，平均产率1.19%,品位20.46%—16.03%，平均品位18.24%，铜金属回收率75.97%—92.11%，平均84.04%。

5.6.3 产品检查

为了查明最终铁精矿和最终铜精矿中各种有益和有害元素的含量，分别磨矿—弱磁选—磨矿—浮选流程中的铁精矿和铜精矿产品进行了多元素分析，分析结果见表5-11、5-12、5-13。同时，为考查尾矿中各种成份的含量，对尾矿也进行多元素分析，结果见表8-5和8-6所示。

铁精矿多元素化学成分分析结果/% 表5-11

样 品 铜铁样 铁矿样 样 品 铜铁样 铁矿样 组分 Cu 0.080 含量 0.038 组分 Na2O 0.045 含量 0.045 TFe 60.68 60.80 MnO 0.18 0.26 FeO 30.19 29.81 BaO 0.84 0.012 Fe2O3 53.20 53.80 P 0.006 0.006 SiO2 5.12 4.33 S 0.11 0.20 Al2O3 0.32 0.33 As 0.019 0.012 CaO MgO K2O 1.62 0.016 0.016 1.58 0.89 0.024 Ig Ag(g/t) 7.34 2.1 8.58 2.1

14

铜精矿多元素化学成分分析结果/% 表5-12 样品 铜铁样 铁矿样 样品铜铁样 铁矿样 样品 铜铁样 铁矿样 样品 铜铁样 铁矿样 组分 含量 组分 含量 Cu 组分 含量 组分 含量 Cu TFe FeO Fe/CuFeS2 Fe2O3 15.39 19.32 Ag(g/t) 73.27 113.21 SiO2 Al2O3 CaO MgO 16.06 36.38 16.20 20.22 32.64 8.98 K2O Na2O BaO 0.055 0.043 0.10 0.044 0.043 1.52 12.01 3.59 0.55 2.62 1.13 9.06 2.98 0.34 2.18 0.81 MnO As S Au(g/t) 1.08 1.59 0.22 0.082 28.98 0.089 0.24 31.50 尾矿多元素化学成分分析结果/% 表5-13 TFe FeO Fe2O3 3.17 BaO SiO2 28.01 P Al2O3 4.12 S CaO MgO 0.030 34.23 32.60 13.66 20.33 2.97 3.16 3.82 0.046 23.33 27.42 K2O 0.33 0.37 Na2O 0.12 MnO 7.19 4.58 Ag(g/t) 7.02 0.99 0.74 0.02 0.91 11.29 0.14 0.81 1.30 0.02 1.31 从表5-11可以看出，铁精矿中的有害杂质S、P、As的含量都非常低，对精矿质量不构成影响，而Cu在铁精矿中的含量也很低，对铁精矿质量没有影响。表5-12铜精矿化学多元素分析结果表明，铜铁矿样铜精矿品位达到16.06%时，综合富集Ag的含量达到73.27g/t。铁矿样铜精矿品位达到20.22%时，综合富集Ag的含量达到113.21g/t。从表5-13尾矿的分析结果可以看出，尾矿中除铁品位偏高外，其他各有价成份的含量都较低，说明选矿回收都已达到较好的效果。

为了查明磨矿—弱磁选—磨矿—浮选流程流程中，选铁尾矿的铁物相分布情况，对其进行了物相分析。分析结果见表5-14。

从表5-14可以看出，经过弱磁选作业后强磁性铁矿物已基本回收干净，铜铁矿样和铁矿样选铁尾矿中磁性铁的含量仅为0.90和1.29，分别占尾矿铁分布率的2.68%和5.08%。尾矿中铁矿物大部分以碳酸盐的形式存在，其次存在于赤褐铁矿中，两者分布率达分别到85.82%和89.05%。因此要提高铁矿物的回收率需要进一步回收赤褐铁矿中的铁和碳酸铁。

选铁尾矿中铁的化学物相分析结果/% 表5-14

样品 铜铁样 铁矿样 铜铁样 铁矿样 铁 相 含 量 分布率 磁铁矿中 Fe 0.90 1.29 2.68 5.08 赤（褐）铁 矿中Fe 6.87 3.27 20.51 12.90 15

碳酸盐 中Fe 21.88 19.32 65.31 76.15 硫化物中 Fe 1.66 0.80 4.96 3.15 硅酸盐 中 Fe 2.19 0.69 6.54 2.72 合 计 33.50 25.37 100.00 100.00

5.7 矿石工业利用性能评价

通过对赵卡隆铁铜矿床Ⅰ、Ⅱ矿（体）群混合矿石、铁矿石和铜铁矿石可选性试验，矿石属发生一定程度氧化的低磷高硫酸性磁铁矿-菱铁矿混合型铁矿石或铜铁矿石，主要有益元素有Fe、Cu，共（伴）生有益元素有Pb、Zn、Ag、Au等，含量低不具回收利用价值，其中铁元素和铜元素为主要回收对象。矿石的矿物组成种类较为复杂，铁矿物主要是磁铁矿、半假象~假象赤铁矿和菱铁矿，其次为赤铁矿；金属硫化物主要有黄铜矿、黄铁矿和斑铜矿；脉石矿物以石英为主，次为铁白云石、绿泥石、长石、云母、方解石和重晶石。铁矿物和铜矿物均具不均匀细粒～微粒嵌布特征。

通过选矿流程试验，最终推荐选矿流程为磨矿—弱磁选（铁精矿）—磨矿—浮选（一粗一扫四精、铜精矿）流程，可获铁精矿和铜精矿两种产品。其中：铁精矿铁品位60.10-60.46%，平均品位60.28%，回收率34.61-62.39%,平均回收率48.5%；铜精矿铜品位16.03-20.46%，平均品位18.24%，铜回收率92.11-75.97%,平均回收率84.04%。认为赵卡隆铁铜多金属矿床Ⅰ、Ⅱ矿（体）群矿石除铁回收率稍低外，有害杂质含量低，可以生产出合格的铁精粉和铜精粉产品，可以被工业利用，但经济效益尚需进一步论证。

16

第六章 矿床开采技术条件

6.1 水文地质

6.1.1 冻土

矿区除局部冲沟外，绝大部分海拔标高在4600m以上，属于高寒山区，气候寒冷，普遍存在冻土层。

本次勘查没有投入专门的工作进行冻土研究。根据矿区所处海拔标高，矿区应该存在永久性冻土，至少局部存在永久性冻土，但从钻探和槽探的揭露情况看，矿区不存在永久性冻土，这可能是由于编录不及时或工程代表性不强的缘故，有待下一步工作查明。

根据槽探及钻探揭露，矿区冻土主要表现为季节性冻土，埋藏深度一般位于10m以上，其主要依据为：

①2002—2007年在矿区进行勘查期间先后施工槽探9022.53m3,槽探工程是在5—8月间施工的。由于覆盖层厚度大，大部分使用挖掘机开挖，基本上都挖到了基岩。从槽探施工情况看，5、6、7月份施工时常能遇到冻土层，尤其是5、6月份普遍能揭露到冻土，但7月底以后施工的槽探很少能揭露到冻土层；

②矿区2007—2008年施工了大量钻孔，施工时间为4月中旬至10月下旬。由于土层冻结，4、5月份施工的钻孔在浅部很少有出现循环液漏失现象的；6月份以后施工的钻孔大部分在浅部出现循环液漏失，表明冻结层融化；

③从岩芯编录情况看，4、5月份施工的钻孔所采上的岩芯，土体因冻结作用而显得坚硬，岩石裂隙面上可见到冰；6月份以后所采上的岩芯，土体变软，仅极个别裂隙面上能见到冰，7月底以后见不到冻结现象。

6.1.2 地下水类型与含水层（组）划分

工作区地下水按含水介质、赋存条件、水力性质的不同可划分成3个含水层（组），分别为：

①松散岩类层状孔隙水（Ⅰ）

②碳酸盐岩类带状岩溶—裂隙水夹基岩带状裂隙水（Ⅱ） ③碳酸盐岩类带状岩溶裂隙水（Ⅲ） ⑴松散岩类层状孔隙水（Ⅰ）

含水层沿赵卡隆小溪发育，主要分布在矿区南侧，含水层规模小。

根据调查，工作区松散岩类层状孔隙含水层（Ⅰ）赋存于赵卡隆小溪冲洪积层中，

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其物质成分主要为含泥砂砾石，其次为块石，含少量漂石。砂砾石、块石及漂石的母岩为石灰岩、板岩、砂岩及安山岩。含水层结构松散，宽度在15—50m之间，厚1—5m，规模小，坡度陡。

该含水层为孔隙性含水层，富水性较好，水力性质为潜水，局部微承压。含水层接受赵卡隆小溪的渗入补给，由西南向北东方向迳流，排泄于赵卡隆小溪及小溪出口处。

由于含水层接受赵卡隆小溪渗入补给，而且含水层透水性好、沿迳流方向含水层坡度陡、构成含水层的冲洪积层物质成分简单，因此，其水质应与溪水水质相似。根据取样分析结果，PH值为8.3，为弱碱性水。水中有毒有害元素含量低于国家饮用水质量标准所规定上限、矿化度较低（可溶性总固体含量为297.27mg/L）、没有污染、水化学类型为HCO3-·SO42+—Ca2+·Mg2+、主要阴阳离子含量详见表6-4中W1、水质良好。

⑵碳酸盐岩类带状岩溶—裂隙水夹基岩带状裂隙水（Ⅱ）

①赋存于巴塘群上部碎屑岩、碳酸盐岩组（Tc3bt）石灰岩及砂板岩中，与含矿层为同一层位。

②含水介质为发育在巴塘群上部碎屑岩、碳酸盐岩组（Tc3bt）石灰岩和砂板岩中的裂隙、溶蚀裂隙，呈带状产出。

从水文地质测绘情况看，含水层分布区地下水露头较少，在矿区范围只见到了两个泉点，其中⑴号泉出露在断层旁，为板岩裂隙出水。

根据钻孔揭露，巴塘群上部碎屑岩及碳酸盐岩组（Tc3bt）石灰岩及砂板岩中节理、裂隙较发育，尤其浅部裂隙特别发育。从钻孔水文地质编录情况看，岩石裂隙细小，很少见到张裂隙，绝大部分为闭合裂隙或充填裂隙，不含水，但有少量裂隙的裂隙面上见有地下水活动残留物，在灰岩中偶尔可见到裂隙面上有微弱溶蚀现象。

③含水层没有统一的地下水位，为局部微承压的潜水含水层，透水性差，富水性均弱。

本次勘查过程所施工的每个钻孔都进行了简易水文观测，同时对12个钻孔进行了静止水位观测，利用ZK0705、ZK0005、ZK0403、ZK0407等4个钻孔进行了2次简易抽水试验、4次简易注水试验。矿区(Ⅱ)含水层钻孔静止水位观测成果见表6-1，简易抽水试验及简易注水试验成果见表6-2。

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(Ⅱ)含水层钻孔静止水位综合统计表 表6-1

钻孔编号 ZK1101 ZK1102 ZK0702 ZK0703 ZK0705 ZK0301 ZK0005 ZK0401′ ZK0402 ZK0403 ZK0407 ZK0805 孔口标高 （m） 4671.87 4680.81 4696.24 4689.08 4682.36 4700.51 4737.10 4774.26 4779.94 4761.91 4752.30 水位埋深 （m） 7.18 13.93 7.37 8.15 5.05 11.58 5.04 74.20 64.63 63.25 58.27 26.38 水位标高 （m） 4664.70 4666.70 4688.88 4680.96 4677.32 4688.59 4732.07 4704.26 4715.94 4698.91 4694.27 观测日期 （年、月、日） 2007、9、30 2007、10、1 2007、7、21 2007、7、25 2007、9、2 2007、6、28 2007、8、30 2007、7、29 2007、7、17 2007、8、29 2007、7、31 2007、8、5 备注 开孔倾角：87° 开孔倾角：87° 开孔倾角：87° 开孔倾角：85° 开孔倾角：87° 开孔倾角：87° 开孔倾角：87° 开孔倾角：86° 开孔倾角：82° 开孔倾角：85° 开孔倾角：85° (Ⅱ)含水层钻孔简易抽、注水试验成果汇总表 表6-2

试验钻孔 试验类型 试验段 （m） 试验结果 Q(l/s) 1.40 1.17 0.416 0.471 1.393 0.89 S(m) 14.62 9.18 5.05 5.04 20.48 34.60 q(l/s.m) 0.096 0.127 0.082 0.093 0.068 0.026 试验日期 （年、月、日） 2007.10.18-10.21 2007.10.23-10.25 2007.8.31 2007.8.31 2007.8.30 2007.7.31 ZK0705 简易抽水 4-43 简易注水 4-43 12-62 15-73 7-75 ZK0005 简易注水 ZK0403 简易注水 ZK0407 简易注水 从12个钻孔的静止水位观测资料看（见表6-1），该含水层没有统一的地下水位，但总的规律是地形高的地方水位标高也高。表6-1中12个钻孔都位于本次详查区内，最大水平距离为505m,水位高差最大达到67.37m。根据机台简易水文观测记录，循环液漏失的孔深一般都小于相应钻孔的静止水位埋深，仅个别钻孔循环液漏失孔深大于静止水位埋深，这表明含水层为局部承压的潜水含水层。

4次注水试验的单位注水量为0.026—0.098L/s.m,2次简易抽水试验的单位涌水量为0.096—0.127 L/s.m。此外，虽然大部分钻孔都出现了循环液漏失现象，但很快又会重新返水，这是由于漏水通道（裂隙）细小，很快被钻探形成的岩粉堵塞所致。上述现象说明含水说明含水通道不畅、透水性差、富水性弱。

④含水层接受大气降水渗入补给，沿地形坡向由高处向低处迳流，以泉或渗流的

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形式排泄于冲沟或地形低洼处。

虽然水文地质测绘中见到的主要地下水露头点只有两个，但在地形较低的植被发育区，往往有渗水现象。矿区第四系覆盖面积大，覆盖率在70%以上，覆盖层主要为结构松散的残坡积物，实际上地下水主要是从覆盖层与基岩的接触面上以渗流的形式从高处向低处运移，最后排泄于赵卡隆小溪。从根据钻孔静止水位绘制的地下水位等高线（局部）可以看出，地下水的流向指向西偏北，与地形坡向吻合。

⑤水位动态变化规律

本次勘查中利用地质探矿钻孔建立了4个地下水位长期观测孔，2007年8月1日开始陆续投入观测，2008年5月10日结束观测工作。虽然延续观测时间没有达到1个水文年，观测资料(见表6-3)没有真正反应（Ⅱ）含水层的动态变化规律，但可看出如下规律性的东西：

第一，水位峰值的出现时间滞后于矿区雨季，不同地段滞后的时间不同。 从4个观测孔有限的观测资料看，ZK1101、ZK0705、ZK0005、ZK0403四个孔出现水位峰值的时间分别为：2007.8.1、2007.9.20、2007.9.10、2007.8.28，不仅都滞后于矿区雨季，不同地段出现峰值的时间差最大达到50天。

第二，不同地段水位开始回升的时间不同，且在雨季到来之前。ZK1101、ZK0705、ZK0005、ZK0403水位开始回升的时间分别为：2008.3.25、2008.3.25、2008.4.25、2008.4.5，水位开始回升的时间差最大达到1个月。

第三，不同地段水位年变幅存在较大差别，最大年变幅为22.07m,最小年变幅仅6.34m。

上述水位动态变化规律都说明含水层连通性差，富水性弱。

⑥本次勘查在该含水层中取了3个水样进行水质分析（见表6-4中的W3、W4、W5），其中W3、W4为从地下水露头点采取，W5从ZK0705孔中采取。根据取样分析结果，PH值为7.73—7.85，为弱碱性水。水中有毒有害元素含量低于国家饮用水质量标准所规定上限、矿化度较低（可溶性总固体含量为423.10mg/L）、没有污染、水化学类型从上游往下分别为HCO3-—Ca2+——HCO3-—Ca2+· Mg2+——SO42+·HCO3-—Ca2+·Mg2+，表明水质沿流向呈恶化趋势。

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矿区（Ⅱ）含水层水位动态观测成果汇总表 表6-3

观测孔号 21

⑶碳酸盐岩类带状岩溶裂隙水（Ⅲ）

由于本次勘查对巴塘群顶部碳酸盐岩组（T3btd）地层工程揭露少，现根据地面水文地质测绘、取水样分析及ZK3604孔水文地质编录资料对碳酸盐岩类带状岩溶裂隙水（Ⅲ）的水文地质特征进行评述如下：

含水层赋存于巴塘群上部碳酸盐岩组（T3btd）灰岩中，分布于本次详查区的东南和西南方向，含水层的含水介质为发育在灰岩中的溶蚀裂隙。根据ZK3604孔揭露，浅部灰岩节理裂隙较发育，岩芯破碎，部分裂隙面上见有地下水活动残留物，局部见微弱溶蚀现象，但裂隙细小，张裂隙少见，钻进中循环液漏失不严重。深部节理裂隙不发育，岩芯上见不到明显的含水现象；地面水文地质调查时在巴塘群上部碳酸盐岩组（T3btd）灰岩中发现了3个泉点，编号分别为⑶、⒄、⒅，都是灰岩裂隙出水，流量分别为0.577L/s、1.14 L/s和0.82 L/s，属常年性泉点，其中⒄、⒅号泉在断层旁出露。根据取水样分析（见表6-4中W6号水样），地下水PH值为8.3，属弱碱性水；可溶性总固体含量为254.08mg/L,矿化度低；水中有毒有害元素含量没有超过国家饮用水质量标准、水化学类型为HCO3-·SO42-——Ca2+型水,没有污染，水质良好。主要阴阳离子含量见表6-4中的W1。

6.1.3 断裂构造水文地质特征

工作区断裂构造有北西向和北东向两组。根据地面水文地质测绘，工作区基岩地下水露头点较少，但多出露于断层附近的裂隙中，流量与大气降水关系密切，变化很大，部分泉点旱季会干枯（1/5000水文地质综合图中所标泉点流量基本都不是单个泉点的流量，而是附近几个泉点的流量之和）。

钻探所揭露的断层破碎严重，破碎带由角砾和粘泥等组成，粘泥将角砾包裹。在断层破碎带很少出现漏水现象，水文地质编录也没有见到明显的含水现象。

综上所述，矿区断裂构造较发育，浅部含水，但富水性弱，深部不含水。 6.1.4 隔水层

矿区隔水层主要为安山岩（a）。该岩层在矿区呈北西—南东方向展布，主要是作为矿体顶、底板围岩，层位较稳定，隔水性好。在12号勘探线以北起到了阻断了松散岩类层状孔隙水（Ⅰ）与碳酸盐岩类带状岩溶—裂隙水夹基岩带状裂隙水（Ⅱ）之间的水力联系；12号勘探线以南则阻断了分布于详查区东南方向的碳酸盐岩类带状岩溶裂隙水（Ⅲ）进入矿坑的通道。

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水 质 分 析 成 果 汇 总 表 表6-4

主要阳离子及主要阴离子含量 其 他 物 质 含 量 其 它

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6.1.5 地下水补给、迳流、排泄条件 ⑴松散岩类层状孔隙水（Ⅰ）

含水层接受赵卡隆小溪溪水的渗入补给，沿溪流方向自南西向北东迳流，排泄于赵卡隆小溪及小溪出口处。

⑵碳酸盐岩类带状岩溶—裂隙水夹基岩带状裂隙水（Ⅱ）

含水层赋存于巴塘群上部碎屑岩、碳酸盐岩组（Tc3bt）石灰岩和砂板岩中的裂隙及溶蚀裂隙中，通过覆盖于上部的第四系松散层和发育在近地表的风化裂隙接受大气降水的垂直渗入补给，顺地形坡向由高处向低处迳流，以泉或渗流的形式出露于地表，最后排泄于赵卡隆小溪。

⑶碳酸盐岩类带状岩溶裂隙水（Ⅲ）

地下水接受大气降水的渗入补给，顺地形坡向由高处向低处迳流，以泉或渗流的形式排泄于沟谷和地形低洼处。

6.1.6矿床水文地质勘探类型

矿区侵蚀基准面标高为5400m,部分矿体位于当地侵蚀基准面以上；矿床直接充水含水层为赋存于巴塘群上部碎屑岩、碳酸盐岩组（Tc3bt）石灰岩和砂板岩中的碳酸盐岩类带状岩溶—裂隙水夹基岩带状裂隙水（Ⅱ），该含水层接受大气降水渗入补给，补给范围小，富水性弱。

矿床为水文地质条件简单的裂隙、溶蚀裂隙充水矿床，其水文地质勘探类型为二类Ⅰ型。

6.1.7 矿坑涌水量预测 1、矿床充水因素

由于矿体顺层产出，在矿体顶、底板存在着隔水性好、层位稳定的安山岩隔水层。在12线以北，该隔水层有效地阻断了赋存于赵卡隆小溪冲洪积层中的松散岩类层状孔隙水（Ⅰ）进入矿坑的通道；12线以南阻隔了分布于详查区东南侧、赋存于巴塘群顶部碳酸盐岩组（T3btd）灰岩中的碳酸盐岩类带状岩溶裂隙水（Ⅲ）进入矿坑的通道。

赋存于巴塘群上部碎屑岩、碳酸盐岩组（Tc3bt）石灰岩和砂板岩中的碳酸盐岩类带状岩溶—裂隙水夹基岩带状裂隙水（Ⅱ）与含矿层为同一层位，矿水交融，是矿床的直接充水因素。分布于详查区南侧，赋存于赋存于巴塘群顶部碳酸盐岩组（T3btd）灰岩中的碳酸盐岩类带状岩溶裂隙水（Ⅲ）与碳酸盐岩类带状岩溶—裂隙水夹基岩带状裂隙水（Ⅱ）之间存在水力联系，可通过碳酸盐岩类带状岩溶—裂隙水夹基岩带状

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裂隙水（Ⅱ）间接对矿床充水。

综上所述，碳酸盐岩类带状岩溶—裂隙水夹基岩带状裂隙水（Ⅱ）为未来矿坑主要充水含水层，分布于详查区南侧的碳酸盐岩类带状岩溶裂隙水（Ⅲ）为未来矿坑的次要充水含水层。

2、涌水量预测方法

由于矿床含水层呈带状产出，空间形态复杂（随地形变化而变化），透水性差，难以组织真正意义上的抽水试验。本次勘查中除利用探矿钻孔进行了4次简易注水试验外，仅利用ZK0705孔进行了简易抽水试验。由于矿区生产用水困难，再加上含水层透水性差、采用泥浆和化学护壁成孔等原因，试验前虽然进行了反复洗孔，但洗孔效果差，其资料可靠程度低，只能用作定性评价含水层，不能作为计算、预测未来矿坑涌水量的依据。

本次勘查中,从玉树气象站收集了1981年—2001年的区域降水资料。利用区域降水资料采用渗入量计算法预测未来矿坑涌水量符合矿区水文地质实际，其依据如下：

⑴矿床充水条件清楚：主要充水含水层为碳酸盐岩类带状岩溶—裂隙水夹基岩带状裂隙水（Ⅱ）；碳酸盐岩类带状岩溶裂隙水（Ⅲ）虽然可通过（Ⅱ）含水层间接对矿床充水，但为次要充水因素，冲水量非常有限；松散岩类层状孔隙水（Ⅰ）完全与矿床充水无关。

⑵矿床充水含水层—碳酸盐岩类带状岩溶—裂隙水夹基岩带状裂隙水（Ⅱ）只有唯一的补给源，即通过上部的第四系松散层和近地表的风化裂隙接受所在汇水区范围内大气降水的渗入补给。

⑶矿区切割深度大，矿床充水含水层接受补给的汇水区范围清楚，面积容易圈定。 ⑷矿坑涌水量大小主要取决于开采面积，与开采深度关系不大，其依据为： ①充水含水层含水介质为裂隙及少量溶蚀裂隙，从钻孔水文地质编录情况看，含水裂隙细小，含水层实际含水空间的体积非常有限，再加上含水层透水性差、疏干过程缓慢，因此，深部中段所需疏干的含水层静储量可以忽略不计。

条件类似的锡铁山铅锌矿2002年矿坑排水量800—1500m3/d,2008年的矿坑排水量为748—1421 m3/d。从2002年到2008年，6年间采矿深度增加近300m,矿坑涌水却基本保持不变，说明疏干的静流量很小。

②由于含水层透水性差，再加上地形原因，降落漏斗向采矿范围以外扩展有限。 第一、含水层埋藏浅，大部分矿体位于含水层底板以下，4600m标高以下基本上

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是在隔水层中开采；

第二、矿床东南为地表分水岭，分水岭以外为深切割冲沟。矿床西侧为深切割冲沟，在深切割冲沟与矿床之间存在隔水性良好的安山岩隔水层。采矿疏干降落漏斗不可能越过矿床东南方向的地表分水岭和西侧的安山岩隔水层而向外扩展；矿床以北地形急剧下降，再加上含水层透水性差，降落漏斗向北扩展有限。

条件类似的锡铁山铅锌矿，开采历史约30年，目前的开采深度达500余米。从锡铁山边深部探矿情况看你，降落漏斗目前仅向开拓、采矿系统外扩展了300—500m。

3、矿坑涌水量预测 ⑴前提条件

①——开发区域及周边一定范围内大气降水渗入地下的部分全部转化为矿坑涌水

②——矿坑涌水量与开采深度无关

③——根据矿床充水含水层的分布及地形地貌特征，接受大气降水渗入补给的面积S=3000000m2

⑵大气降水渗入量计算 ①计算公式

Q渗= S×W×a÷1000÷t 式中：

Q渗——计算区内大气降水渗入量（m3/d）。 S ——计算区面积（m2）。 W ——降水量（mm）。 a ——大气降水渗入系数。 1000——单位转化系数。

t ——与降水量相对应的降水时间（天）。 ②计算参数 计算平均渗入量时： S=3000000m2

W=485.4mm(见表6-5，取1981-2000年多年平均年降水量）

a=0.4(根据矿区覆盖率高、覆盖层结构松散、暴雨不多，但地形坡度陡的特点取值)

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t=365天（全年） 计算雨季平均渗入量时： S=3000000 m2

W=106.4mm(见表6-5，取1981-2000年多年平均最大月降水量）

a=0.25(由于雨季，尤其是暴雨时，大气降水容易形成地表迳流，因而，渗入率相对较低)

t=31天（7月份）

③大气降水渗入量计算结果 平均渗入量：1595m3/d。 雨季平均渗入量：2574m3/d。 ⑶未来矿坑涌水量

根据大气降水渗入量计算结果，推荐以平均渗入量作为未来矿坑正常涌水量，雨季平均渗入量作为未来矿坑最大涌水量，即未来矿坑涌水量为：

正常涌水量：1595m3/d。 最大涌水量：2574m3/d。

青海省玉树州降雨量观测资料统计表 表6-5 1981—2000年20年平均降雨量资料：多年平均年总降雨量：485.4 mm 多年平均最大月降雨量：106.4mm 最大单次降雨量：38.8 mm(94年6月18日) 多年平均月降雨量（mm） 月份 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 降水量 3.6 4.1 7.6 13.0 53.6 100.1 106.4 88.4 77.6 26.5 3.0 1.5 6.1.8 矿山供水水源方向 工作区地下水按含水介质、赋存条件、水力性质的不同可划分成三个含水层（组），分别为：松散岩类层状孔隙水（Ⅰ）、碳酸盐岩类带状岩溶—裂隙水夹基岩带状裂隙水（Ⅱ）和碳酸盐岩类带状岩溶裂隙水（Ⅲ）。

松散岩类层状孔隙水（Ⅰ）赋存于赵卡隆小溪冲洪积层（Q4al+pl）中，含水层接受溪水补给，水质较好，但含水层规模小，储存量有限，且含水层坡度陡,不利集中开采。

碳酸盐岩类带状岩溶—裂隙水夹基岩带状裂隙水（Ⅱ）赋存于巴塘群上部碎屑岩、碳酸盐岩组（Tc3bt）石灰岩及砂板岩中，含水层分布区地形坡度陡，空间形态为带状，没有统一的地下水位，富水性弱，不能集中开采，而且水中硫酸根离子含量高。

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碳酸盐岩类带状岩溶裂隙水（Ⅲ）赋存于巴塘群顶部碳酸盐岩组（Td3bt）灰岩中，含水层分布区地形坡度陡，空间形态为带状，没有统一的地下水位，富水性弱，不能集中开采。

根据上述分析，工作地下水不能作为未来矿山的供水水源。

工作区地表水有赵卡隆小溪及矿区地表分水岭东侧的加多纳小溪，两小溪规模相当，每年的11份进入结冻期，溪水断流，次年的4月上旬开始解冻。根据对赵卡隆小溪有水期间的流量进行观测，流量为68.90—581.98m3/h，正常流量约为106—176m3/h。从水质分析结果看，溪水中有毒有害元素含量低于国家饮用水质量标准所规定的上限，没有污染，为HCO3-·SO42+—Ca2+·Mg2+型水，水质良好（详见表5-3中W1）。根据赵卡隆小溪流量观测结果及水质分析结果，赵卡隆小溪无论水量和水质都能满足未来矿山生产、生活的需要，但每年的11月至次年的3月为断流期，这期间可从位于矿区北侧的东西向常年性溪流或相古河中取水。

6.2 工程地质

矿体赋存于巴塘群上部碎屑岩及碳酸盐岩组（Tc3bt）石灰岩及砂板岩中，主要呈似层状或透镜状产出。

6.2.1 工程地质岩组及特征

按岩石强度、结构及物质组成的不同，工作区岩层可划分四个工程地质岩组，分别为：

①块状坚硬安山岩岩组 ②层状坚硬碳酸盐岩岩组

③层状坚硬碎屑岩夹硅化灰岩岩组 ④松软碎屑岩组

岩芯采取率及“RQD”值见表6-6，岩石主要物理力学性质见表6-7。

现根据工程揭露、岩芯编录及取样试验情况对矿床主要工程地质岩组的工程地质特征评述如下：

1、块状坚硬安山岩岩组

该岩组为块状构造，是矿床岩层中层位最稳定的一个岩性综合体，分布于矿区中部，呈层状、带状展布。根据层位不同划分为南、中、北三层。

南部安山岩层：分布于Ⅵ矿体下部，走向长约1200m，厚度30—90m。 中部安山岩层：规模最大，走向长1500m，厚度80—200m，东端分布于Ⅰ矿体下

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部，与上部岩层呈整合接触，西端分布于Ⅶ矿体顶部，与上部岩组为断层接触。此段安山岩结构在15—23线之间比较细密，构成安山质凝灰岩。

北部安山岩层：规模相对较小，走向长约1000m，厚度约20—80m，分布于Ⅳ矿体顶部和Ⅲ矿体底部,为Ⅳ矿体顶板围岩和Ⅲ矿体底板围岩。

安山岩岩性特征基本一致，斑状结构，块状构造,在矿区主要是作为作为矿体底板围岩，主要工程地质特征为：

①岩石致密坚硬，锤击声脆，有回弹感； ②岩石较完整，岩心平均采取率为76%；

③岩芯以柱状为主，其次为块状，少量碎块状。岩石“RQD”值在19.75-92.30%之间，平均“RQD”值为45.54%，岩体质量总体较好，局部很好或极劣；

④与矿体及砂板岩接触部位节理裂隙较发育，但大部分裂隙为闭合裂隙，岩石节理裂隙总体上不发育。

⑤经取样试验，岩石强度高，风干状态的单轴抗压强度平均值为107.4Mpa，软化系数为0.62，岩石抗风化能力强。岩石其它物理力学指标见表6-7。

2、层状坚硬碳酸盐岩岩组

该岩组由灰岩夹少量白云质灰岩组成，是矿区的主要含矿围岩，出露于矿区中西部20—27线之间。其中灰岩主要有南、中、北三层，南部灰岩呈似层状分布于矿区西南部，厚度10—34m，长约500m，与下伏地层呈整合接触；中部灰岩呈层状分布，厚度10—110m，Ⅵ矿体群分布于该层中；北部灰岩呈大透镜状展布，由灰岩夹薄层状长石石英砂岩、泥质板岩组成，厚度20—340m，长约1000m，Ⅰ、Ⅱ、Ⅳ、Ⅶ矿体群就赋存在该层中,其底部靠近矿体地段硅化蚀变较强。

其主要工程地质特征为：

①在矿区为主要的岩性综合体，厚度较大，层位较稳定。 ②岩石致密坚硬，锤击声脆并有回弹感。

③岩石裂隙细小，大部分为闭合裂隙，无溶洞，但在局部裂隙面上可见微弱溶蚀现象。该岩组节理裂隙发育程度一般，岩石总体上较完整。

④岩石较完整，层平均采取率为96.47%（ZK0404）。

⑤岩芯大部分为柱状，其次为块状，少量为碎块状。平均“RQD”值为51.35%，岩体质量总体为好，局部存在劣或很好。

⑥经取样试验，岩石强度高，风干状态的单轴抗压强度平均值为96.4Mpa，软化

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系数为0.61，岩石不易软化。岩石其它物理力学指标见表6-7。

3、层状坚硬碎屑岩夹硅化灰岩岩组

该岩组主要由石英砂岩、板岩和砂质板岩以及硅化灰岩组成，为含矿层位。根据钻探揭露、岩性工程地质编录及取样试验，该岩组的主要工程地质特征为：

①岩石为层状结构，砂岩、板岩呈互层产出，厚度较大，在矿区分布广。 ②大部分岩石坚硬、锤击声脆、有轻微回弹感，其中硅化灰岩的回弹感强。 ③岩石节理裂隙较发育，但大部分为闭合裂隙。由于岩石节理裂隙较发育，导致岩石破碎，岩芯大部分为块状，柱状岩芯较少。

④岩石抗压强度高，石英砂岩、板岩和砂质板岩、硅化灰岩风干单轴抗压强度分别为121.5 Mpa、 62.4 Mpa、和74.45 Mpa，软化系数分别为0.71、0.51和0.83。在该岩组中，板岩易软化，其它岩石不易软化。岩石其它物理力学指标详见表6-7。

岩石“RQD”值综合统计表 表6-6

ZK0404 岩石 名称 孔深范围 （m） 26.40-32.40 32.40-38.40 38.40-47.40 47.40-56.40 56.40-71.40 灰岩 71.40-77.40 77.40-98.40 98.40-194.40 194.40-433.71 采取率 （%） 80.0 100.0 100.0 100.0 100.0 100.0 100.0 92.5 97.5 “RQD”值 （%） 73.75 30.30 79.11 30.78 70.61 39.83 79.19 33.18 54.63 破碎带 安山岩 安山岩 岩石 名称 灰岩 ZK0007 孔深范围 （m） 9.34-13.28 13.20-26.10 26.10-28.92 28.92-54.17 54.17-59.04 59.04-83.83 83.83-90.72 90.72-95.32 95.32-99.22 99.22-104.71 104.71-119.01 119.01-127.44 采取率 （%） 99.0 55.0 90.78 67.7 90.3 81.5 91.4 87.0 92.3 91.1 78.3 78.3 “RQD”值 （%） 25.38 32.91 92.30 20.76 85.68 49.60 94.13 19.75 77.78 55.80 45.36 17.58 灰岩：平均“RQD”值为51.35%， 平均采取率为96.47% 灰 岩：平均“RQD”值为25.38%，平均采取率为99% 安山岩：平均“RQD”值为45.54%，平均采取率为76% 破碎带：平均“RQD”值为55.8%，平均采取率为91%

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岩石物理力学试验成果综合统计表 表6-7 岩 石 名 称 项取样数量（组） 目 颗粒密度 块体密度 吸水率 试验 33（g/cm） （g/cm） （%） 结果 范围值 平均值 范围值 平均值 范围值 平均值 范围值 平均值 范围值 平均值 范围值 平均值 2.73—2.81 2.76 2.78—2.81 2.79 2.81—2.85 2.83 2.76—2.79 2.78 2.81 2.81 2.71—2.76 2.74 2.71—2.80 2.75 2.75—2.77 2.76 2.72—2.77 2.745 2.73—2.75 2.74 2.67 2.67 2.65—2.71 2.68 0.16—0.31 0.295 0.38—0.48 0.43 0.71—0.91 0.81 0.29—0.72 1.84 1.84 0.66—0.84 0.75 单抽风单抽饱干 和 抗压强抗压强度 度 （MPa） （MPa） 66.6—123 107.4 71.6—125 96.4 52.6—83.2 89.6 27.6—131 73.2 61.6—63.2 62.4 121—122 121.5 50.6—80.3 66.98 53.1—115 59.18 30.0—76.0 74.45 27.5—80.0 37.63 40.0—48.0 44.0 98.4—121 109.7 抗剪断强度（风干） 内摩擦角 （°′″） 23°02′12″-33°37′06″ 32°46′15.5″ 26°31′11″-30°03′45″ 28°17′28″ 28°13′29″ 28°14′29″ 27°24′01″-35°34′45″ 27°39′24.5″ 27°54′48″ 27°54′48″ 凝聚力 （Mpa） 9.7—10.6 11.5 10.9—12.5 11.7 9.9 9.9 3.7—5.7 4.7 6.5 6.5 弹性模量 （风干） （MPa） 4.1×10-4..1×410 3.7×104 3.0×10-4.3×10 3.9×104 2.1×104 2.1×104 3.9×10-5.5×10 4.7×104 3.7×104 3.7×104 444444软泊松比 化 （风干） 系数 0.14*—0.30 0.285 0.15—0.35 0.33 0.07 0.83 0.07 0.23—0.28* 0.51 0.26* 0.12* 0.71 0.12* 0.90 0.62 安山岩 灰 岩 硅化 灰岩 板岩 砂质 板岩 砂岩 6 5 0.61 3 4 2 2 说明：1、在计算单轴抗压强度平均值时舍去了离散度超过标准的试验数据。 2、有*者为 单值结果。

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4、松软碎屑岩组

由第四系残坡积层和冲洪积层组成，岩石结构松散，没有胶结。其中残坡积层主要分布于山坡、坡脚及地形比较低洼的地方，覆盖面积在70%以上；冲洪积层沿赵卡隆小溪分布。

详查区所在区域除山脊没有被残坡积层覆盖外，其它都被覆盖了。其成分从上往下为碎石土（无植被）、含粘土碎石及含碎石粘性土（有植被），分带明显。上部的碎石土具有流动性，其分布范围见1/5000综合水文地质图。

冲洪积层沿赵卡隆小溪发育，其成分为主要为含泥砂砾石，其次为块石，含少量漂石。砂砾石、块石及漂石的母岩为石灰岩、板岩、砂岩及安山岩，结构松散，宽度在15—50m之间，厚1—5m。

6.2.2 软弱结构面及稳定性

矿区软弱结构面包括两种类型，其一为断裂构造，其二为节理裂隙。 1、断裂构造

矿区内断裂构造比较发育，由北西向、北东向两组断裂构成。 ⑴北西向组断裂构造

北西向组断裂构造是区域性断裂的派生产物，形成时间较早，与地层走向斜交，是矿区的主要断裂构造，走向在120°—313°之间，分布于矿床的南北两端及矿区的中间地段，由北而南依次编排为F1、F2、F3断层。

F1断层：为一张扭性断裂，位于矿区北部，东西纵贯矿区全境，长度大于2600m，走向110°—290°，倾向南西，倾角45°—70°之间。在断层附近形成了一个破碎带，破碎带宽10—30m不等，并造成碎屑岩组（T3btc）上岩段的砂岩、板岩逆掩于碳酸盐组（T3btd）灰岩之上。

F2断层：为张扭性断裂，位于16—40线之间的碳酸盐岩组（T3btd）灰岩中，长约800m，呈北西向展布，走向120°—300°，倾向南西，倾角45°—70°之间，断层带附近产状絮乱，岩石破碎，裂隙发育。

F3断层：位于矿区南部，断层长约900m，与F1断层平行，倾向南西，倾角45°—65°。断层沿走向呈波状弯曲，通过之处形成宽10—20m的破碎带，带内岩性混杂，裂隙发育,并造成碎屑岩组中岩段（T3btc2）砂板岩逆掩于碳酸盐岩组（T3btd）块层状灰岩之上。

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⑵北东向组断裂构造

北东向断裂为平推断层，形成较晚，分布于矿区中部，主要有F4、F5两条断层。此组断层与岩层和矿体多呈斜交或直交，倾向北西，倾角陡立。该组断裂发生在成矿期后，对矿体起明显的破坏和位移作用，同时也破坏了工作区岩体的完整性和稳定性，在地面上往往形成沟谷。

F4断层：为一平移—正断层，位于在16线——24线间，倾向北西，倾角60°—75°，沿走向呈波状弯曲，断层西盘相对南移，东盘相对北移，水平错距约5—10m左右。

钻孔常常揭露一些由断层造成的破碎带，这些破碎带岩石破碎、强度低，稳定性差，探矿坑道施工中揭露断裂构造时一般都需要进行支护。钻探施工时有不少钻孔揭露了断层破碎带，如ZK3602孔66.2－82.8m的砂层、ZKV36-1孔125.9m左右出现的破碎带（构造角砾及断层泥）、ZK3605孔125m的破碎带、ZK0701孔400－410m出现粘泥、ZK0702孔中390－400m的破碎带、ZK0404孔430－436m的粘泥、ZK1601孔190m处的粘泥等，这些构造破碎部位的岩石软弱、稳定性差。

2、节理裂隙

工作区由于受到多期次构造运动影响，在产生褶皱与断裂的同时，同样产生了与每期褶皱和断裂配套的低级次节理、裂隙，因而矿区岩层节理、裂隙发育，但由于多其次叠加，这些节理、裂隙的规律性不很 明显。矿区节理、裂隙对岩石的整体性和强度的影响不明显。

6.2.3 矿体围岩稳定性

矿区矿体产于巴塘群上部碎屑岩、碳酸盐岩组（Tc3bt）石灰岩及砂板岩中，矿体顶、底板围岩主要为安山岩、灰岩及砂板岩。

从钻探揭露情况看，安山岩为矿体底板主要围岩，该岩组节理、裂隙发育程度相对较低，岩石较完整，强度高，钻探中很少出现孔壁坍塌现象，但在破碎带部位稳定性较差；矿体顶板围岩有灰岩、砂板岩及少量硅化灰岩，这些岩石节理、裂隙及小断层较发育，虽然节理、裂隙没有在整体上破坏岩石的稳定性，但断层通过的部位岩石破碎，局部甚至已经成为泥、砂状，结构疏松，稳固性差，采矿工程揭露时必须支护。

矿区断裂构造及节理裂隙发育，节理裂隙对岩体的整体性和岩石的强度影响

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不明显，但断裂构造在一定程度上破坏了岩体的完整性，尤其是对矿体顶板围岩的破坏影响比较明显，采矿（特别是深部采矿）时应该采取有效的支护措施。

综上所述，矿床为工程地质条件中等复杂的勘探类型。

6.3 环境地质

该地区属地震多发区，根据青海省地震局提供的资料，1960年以来，以矿区为中心，方圆40000km2范围内共发生了3级以上地震53次，4级以上地震13次、5级以上地震3次，6级以上地震1次。按中国地震区划图，区域地震基本烈度为7度，矿山设计及开采过程中应采取必要的防震措施。

根据本次调查，以往矿区附近未发生过滑坡、泥石流、岩溶塌陷及采空区地面塌陷等地质灾害，但在赵卡隆沟西侧山脊的横向沟谷及加多纳沟曾发生过小规模的岩石崩塌地质灾害。

矿体分布地段部分为碎石土覆盖区，由于这些碎石土结构松散，堆积地带地形坡度陡，再加上矿区季节性冻土分布广泛，矿山开发过程中如果处理不当就有可能加剧季节性冻土的冻融作用而引发碎石流，因此，必须采取有效措施予以防范，矿山地面设施必须避开碎石流影响范围。

在探采过程中必须合理堆放废石并采取有效措施防范废石堆产生废石流，废石堆场要避免建在地表迳流的通道上。

生产废水必须经过处理后合理排放，以免影响未来矿山的水源地。 矿区地处三江源头自然保护区缓冲区，矿区周围为草甸区。矿山开发过程中要制定有效的环境保护措施并严格按预定的措施实施，闭矿后要进行地质环境恢复治理，确保恢复到开发前的水平。

矿床中没有发现形成危害的有害及放射性元素，但开采过程中应重视铅对环境的影响以及粉尘的影响。

矿区环境地质条件中等。

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