铁矿石(磁铁矿)及铁铜矿石 矿石加工技术性能

1、.PAGE ：.；PAGE 36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、矿体群的铁矿石磁铁矿及铁铜矿石进展实验采样，进展可选性实验，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、矿体群的钻孔中采取，样品分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2021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

2、的16个钻孔中，合计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。采取实验样品合计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。样选矿实验样品取样位置及分量一览表 表5-1勘探线工程号FeCukgFekgCukg围岩合计11线Zk11O116.185.9722.1507线Zk07024.5111.112.518.12Zk070313.981.56.9822.46Zk0705341.258.2503线Zk030126.526.5Zk030237.5615.443.9

3、6Zk03034.5724.5810线Zk000546.6146.6104线Zk040141.67445.67Zk040249.078.652.560.22Zk04032.524.5Zk0404221.4823.48Zk04071811908线Zk08056.531.0910.0247.6136线Zk3604121.3513.35Zk36056.496.49合计218.2207.238.9725.489.37铁铜矿选矿实验样品取样位置及分量一览表 表5-2序号野外编号钻孔编号矿石类型位置分量Kg备 注1H1Zk0304铁铜矿358.2374292H2374384323H3410422274H4

4、422435.730.55H5435.7444286H644546423.57H7Zk0004178H8Zk07053020079H93310H10Zk110189952011H111081153512H12Zk0303286.1291.936.513H13291.9297.533.514H14围岩1215H1513合计400铁矿样选矿实验样品取样位置及分量一览表 续表5-2序号野外编号钻孔编号矿石类型位置分量Kg备 注16H16Zk0303含铜菱铁矿磁铁矿180188.328.517H17188.3195.42718H18195.4200.427.519H19200.4207.82720H2

5、0207.8214.82521H21214.8220.825.522H22220.8227.32823H23227.3233.92624H24233.9241.82725H25244.1247.326.526H26247.32542827H27254260.32428H28260.3266.52629H29266.5273.331.530H30273.3278.72431H31278.7286.12632H32297.5304.623.533H33304.6310.62434H34围岩1335H3512合计5002021年铁铜样和铁矿样：采样点分部在311勘探线之间的5个钻孔中，合计35个采样

6、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。采取试样分量为铁矿样磁铁矿500Kg，其中：包括围岩样25Kg，铁铜矿样400Kg，其中：包括围岩样25Kg。两次采集的三件实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构造构造矿石，与矿体厚度、矿石资源储量所占比例根本一致，并在配样计算时还思索了各矿体不同地段的档次差别，故实验样品具有较好的代表性。5.2 选矿流程实验种类及实验样品制备本次采取的2007年混合矿样品进展了可选性实验，2021年的铁矿样和铁铜样进展了小型实验室选矿实验。样品制备：实验用矿样到达后先取出工艺矿物学研讨样，然

7、后将其他矿样破碎、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，其他矿样均装袋用于进展选矿实验。5.3 磨矿粒度实验5.3.1 主要目的矿物的嵌布粒度混匀 缩分细碎筛分 3mm试样选矿实验用样图5-1 样品制备流程+3mm-3mm分析副样化学分析粗 碎中 碎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定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展了统计，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

8、+0.15mm时，正累计分布率铁矿物为75.12%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，处置区内矿石时以选择-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，为获得较高档次的铜精矿，需求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铜 矿 物磁 铁 矿 物分 布 率累计分布率分 布 率累计分布率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铁样混合样-2.33+1.6512.5112.51-1.65+1.171

9、1.4910.766.3411.4923.276.34-1.17+0.8317.4813.7417.4813.749.529.389.2521.0132.6515.59-0.83+0.5913.3616.6120.4130.8416.6134.1514.6713.5113.4335.6846.1629.02-0.59+0.4212.4019.2215.6043.2435.8349.7518.7214.1319.5154.4060.2948.53-0.42+0.3010.5321.0110.7853.7756.8460.5313.6512.5210.4068.0572.8158.93-0.30+

10、0.218.0511.288.9261.8268.1269.4510.329.768.2278.3782.5767.15-0.21+0.158.568.296.8370.3876.4176.287.817.517.9786.1890.0875.12-0.15+0.1057.216.025.4777.5982.4381.755.303.646.2391.4893.7281.35-0.105+0.0746.654.294.2184.2486.7285.963.682.495.3595.1696.2186.70-0.074+0.0524.463.983.8588.7090.7089.812.471.

11、454.9297.6397.6691.62-0.052+0.0373.823.222.9692.5293.9292.771.290.813.8698.9298.4795.48-0.037+0.0263.692.762.5896.2196.6895.350.630.642.7499.5599.1198.22-0.026+0.0191.861.852.2998.0798.5397.640.240.421.0699.7999.5399.28-0.019+0.0131.420.901.4899.4999.4399.120.130.330.4599.9299.8699.73-0.013+0.0100.3

12、70.470.6199.8699.9099.730.060.130.1999.9899.9999.92-0.0100.140.100.271001001000.020.010.081001001005.3.2 磨矿粒度实验在不同磨矿粒度条件下对该矿进展了一组弱磁选实验，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，实验结果见表5-5、表5-6。试样粒度实验结果统计表 表5-5样品磨矿粒度铁 精 矿档次%铁 金 属回收率%铁精矿中的铜含量%铁矿产率%铁 样-200目59%-400目96%60.1964.2857.8152.430.0440.02836.8031.

13、24铜铁样-200目60%-400目97%58.1164.1841.0935.580.0900.03928.5122.31混合样-200目62%-325目96%59.0864.7828.8124.68/17.3513.65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，铁精矿档次提高幅度不大，铁档次可提高4.096.07%，铁金属回收率那么逐渐下降，回收率下降4.13%5.51%，铁精矿产品中Cu含量较低，也呈逐渐降低趋势，对精矿质量不构成影响。但磨矿粒度越细磨矿本钱越高，单位球磨机处置才干越低，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。

14、铜铁样弱磁选磨矿粒度条件实验结果(单位:%) 表5-6磨矿细度产品称号FeCuFeCu备 注-400目97精矿22.31 64.18 0.039 35.58 1.60 原矿粗选1100奥精选900奥精矿尾矿磨矿尾矿77.69 33.37 0.690 64.42 98.40 给矿100.00 40.24 0.545 100.00 100.00 -200目93精矿23.97 62.63 0.052 37.15 2.26 尾矿76.03 33.40 0.710 62.85 97.74 给矿100.00 40.41 0.552 100.00 100.00 -200目82精矿25.71 60.91 0.

15、067 38.80 3.16 尾矿74.29 33.24 0.710 61.20 96.84 给矿100.00 40.35 0.545 100.00 100.00 -200目76精矿26.82 60.50 0.075 40.15 3.68 尾矿73.18 33.06 0.720 59.85 96.32 给矿100.00 40.42 0.547 100.00 100.00 -200目60精矿28.51 58.11 0.090 41.09 4.75 尾矿71.49 33.22 0.720 58.91 95.25 给矿100.00 40.32 0.540 100.00 100.00 5.4 弱磁选磁

16、场强度条件实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%的细度条件下进展一组不同磁场强度条件的弱磁选实验，实验结果见表5-7、表5-8。磁场强度条件实验结果统计表 表5-7样品磁场强度奥斯特原矿档次(%)铁精矿档次%铁金属回收率%铜金属回收率%铁精矿中铜含量%铁矿产率%TFeCu铁样900200038.200.1758.4350.1761.3970.205.0122.040.0500.09411.6628.50铜铁样40.400.5459.4551.32%40.1951.815.0122.040.0980.2927.3740.22混合样35.620.3657

17、.8452.84%31.0336.65/18.8624.19注:“为上升,“为下降。铜铁样弱磁选磁场强度条件实验结果单位：% 表5-8磁场强度产品称号FeCuFeCu备注2000奥斯特精矿40.22 51.32 0.290 51.81 22.04 磨矿细度为-200目86%尾矿59.78 32.11 0.690 48.19 77.96 给矿100.00 39.84 0.529 100.00 100.00 1500奥斯特精矿38.88 51.87 0.300 50.28 21.91 尾矿61.12 32.63 0.680 49.72 78.09 给矿100.00 40.11 0.532 100.

18、00 100.00 1100奥斯特精矿27.65 59.15 0.099 40.66 5.20 尾矿72.35 32.99 0.690 59.34 94.80 给矿100.00 40.22 0.527 100.00 100.00 900奥斯特精矿27.37 59.45 0.098 40.19 5.01 尾矿72.63 33.34 0.700 59.81 94.99 给矿100.00 40.49 0.535 100.00 100.00 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，精矿铁档次逐渐降低，下降幅度5.00%8.26%，铁金属回收率那么逐渐提高，提高

19、幅度5.62%11.62%，产品产率有明显的添加，阐明粗选宜选择较高的磁场强度，精选时那么应选择相对较低的磁场强度。故实验研讨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实验经过流程探求实验，选择选矿流程为磨矿弱磁选磨矿浮选流程，为了探求出适宜该矿的铜捕收剂，进展了5种不同捕收剂的比较研讨，分别为丁黄药、乙硫胺酯、乙硫氮、Y-89和MOS-2，实验结见表5-10。捕收剂实验结果表 表5-10序号选矿流程捕收剂产率铜精矿档次回收率备 注TFeCuTFeCu1磨矿-弱磁选-磨矿-浮选流程丁黄药2.0738.7714.482.0057.972乙硫胺酯

20、2.1335.8617.691.9269.933乙硫氮1.7137.7715.281.6249.444Y-890.4033.2525.350.3318.155MOS-22.2537.5818.212.1274.09从实验结果表可以看出，采用MOS-2为捕收剂时获得的铜精矿目的最好，精矿产率为2.25%，档次为18.21%，回收率为74.09%。采用乙硫胺酯为捕收剂时，获得的铜精矿目的次之，精矿档次为17.69%，铜金属回收率为69.93%。而采用Y-89为捕收剂时，获得的铜精矿档次最高，到达25.35%，但回收率最低，仅为18.15%。应选用MOS-2为浮选铜的捕收剂较为适宜。5.6 选矿流程

21、实验及结果5.6.1 选矿实验流程本次采取的三件实验样品中，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，在选铁实验中分别进展了磨矿弱磁选流程、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。在选铜实验研讨中，弱磁选尾矿作为选铜给矿，分别进展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实验和磨矿弱磁选磨矿浮选开路流程实验比较，最终选择磨矿弱磁选磨矿浮选流程进展了选铜闭路实验研讨见图5-3。从表5-9中可以看出:1、在弱磁选流程中

22、，铁精矿档次为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。此流程虽可消费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展研讨回收。2、在强磁选流程中，铁精矿档次为30.85%40.32%之间，最高40.42铜铁样，达不到产品销售目的要求，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，但其铁精矿产品铁档次较低，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，提高精矿档次。3、在浮选铁流程实验中，铁精矿档

23、次31.76-52.67%，最高54.66%，回收率0.22%-20.46%，最高21.27%，精矿档次和回收率均较低。4、为了提高铁精矿档次，强磁铁精粉经氧化焙烧-弱磁选铁流程实验混合样，铁精档次由39.93%提高到57.32%，回收率由49.03%下降到45.13%，综合档次接近60%，综合回收率达74.16%。但此工艺流程较复杂，选矿本钱也较高，并且强磁选铁精粉中带走部分铜矿物占铜2540%，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讨，尽能够获得最正确技术经济效果。5、在浮选铜闭路流程实验中，铁铜样和铁矿样铜精矿档次分别为16.03%和20.46%，平均

24、精矿档次18.24%，铜回收率分别为92.11%和75.97%，平均回收率为84.04%。经浮选可以消费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。给矿矿100.0040.070.554100.00100.00图5-2 铁铜样磨矿弱磁磨矿浮选选铜闭路流程实验数质量流程图图例：TFeCu%TFeCu铁精矿磨矿，-200目80%弱磁选 0.09T弱磁选 0.11T23.0760.100.08434.613.5076.9334.060.7065.3996.50浮 铜精 选1铜精矿尾矿精 选2精 选3113.9433.650.5195.67103.81精 选4磨矿，-400目93%79.

25、5633.970.0467.466.07扫 选34.3832.891.5828.2197.7453.8433.091.0944.46105.4722.6533.402.4418.8899.8473.7434.100.03362.764.395.8232.370.1604.701.6831.1932.860.10025.585.6319.4633.440.22016.257.7315.5033.223.6312.84101.4434.9633.341.7329.09109.1719.4333.563.2316.27113.2212.3133.240.42010.219.337.1234.118.

26、096.06103.893.9334.911.6603.4311.783.1933.1316.032.6392.11给矿100.0038.310.169100.00100.00图5-3 铁矿样磨矿弱磁磨矿浮选选铜闭路流程实验数质量流程图图例：TFeCu%TFeCu铁精矿磨矿，-200目65%弱磁选 0.09T弱磁选 0.11T39.5360.460.03962.399.1460.4723.570.26737.6190.86浮 铜精 选1铜精矿尾矿精 选2精 选387.3824.100.2054.96105.73精 选4磨矿，-400目94%63.6323.640.0539.2718.94扫 选

27、23.7525.310.6215.6986.7933.7425.460.5122.43102.7810.6226.211.467.2791.9659.8423.740.04237.0814.893.7922.110.1802.194.0523.1225.120.07915.1610.829.9925.820.2706.7415.994.2428.694.413.17110.6314.2326.671.509.91126.625.3129.344.924.07154.863.6128.041.6202.6434.661.7032.1111.931.43120.201.0731.936.950.9

28、044.230.6332.4220.460.5375.9730.39/0.12/10.0132.06/0.17/14.9581.3530.400.4269.1794.7539.3619.810.6521.9470.750.74/16.31/32.86铜精矿100.0035.750.36100.00100.00TFeCu2%TFeCu243.6539.930.2149.0325.3418.6559.090.1030.835.25铁精矿弱 磁 选1100奥斯特强 磁 选 10000奥斯特原矿(QHTT-0)2.94/5.84/47.667.30/2.75/55.804.36/0.68/8.151.

29、56/1.65/7.050.64/4.38/7.751.38/10.59/40.61 铜粗选 铜精选 铜精选 铜精选图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磨矿 -200目85%16.9961.100.08329.033.911.6638.800.291.801.3483.0130.560.4270.9796.09 氧化焙烧强磁铁精矿烧失33.6551.78/49.03/10.00/弱 磁 选900奥斯特900奥斯特1100奥斯特27.9857.32/45.13/5.6724.37/3.89/X11.67/1.08/4.94X2中1中2中3中4赵 卡 隆 铁 铜 多 金

30、 属 矿 选 矿 流 程 试 验 结 果 汇 总 表 表5-9序号选矿流程样号原矿档次%磨矿弱磁选强磁选摇床或氧化焙烧反浮选(浮选或强磁)磁选精矿档次%浮选精矿档次%综合回收率%产率%精矿档次%回收率%产率%精矿档次%回收率%产率%精矿档次%回收率%产率%精矿档次%回收率%TFeCuTFeCuTFeCuTFeCuTFeCuTFeCuTFeCuTFeCuTFeCuTFeCuTFeCuTFeCu1磨矿弱磁选强磁选摇床选铁流程实验铜铁样40.100.549-200目76%26.2760.440.0839.593.8349.7238.710.3948.0134.923.6860.980.5175.60

31、3.47/60.5145.1840.100.536-400目95%22.4463.910.05635.762.3541.8640.420.27742.2021.672.3861.100.2543.631.13/63.6439.39铁矿样38.200.179-200目75%34.8761.900.03856.507.3940.1830.900.16532.4936.960.7554.340.4611.061.9261.7457.56混合样35.750.36-200目85%16.9961.100.08329.033.9152.5839.930.2169.0926.387.5855.9611.154

32、4.8515.3655.9651.542磨矿弱磁选强磁选反浮选选铁流程实验铜铁样40.140.546-200目76%26.3060.440.08039.603.8549.4538.870.37547.8833.98/5.0654.660.226.892.0459.5146.4940.140.537-400目95%23.0763.910.06936.742.9741.4740.400.29841.7423.032.4952.670.4003.271.8662.8140.01铁矿样38.450.182-200目75%34.8661.900.03856.117.2940.1831.530.17132

33、.9537.772.9442.630.0953.261.5461.900.03842.630.09559.373磨矿弱磁选选铁流程实验铜铁样40.040.544-200目76%26.3560.780.07540.013.6360.780.07540.01铁矿样38.310.174-200目66%36.2360.460.03657.187.5060.460.03657.184磨矿-弱磁选-浮选选铁(铜)流程实验铜铁样40.270.521-200目96%24.6362.230.07038.163.231.1038.5612.961.0526.6762.230.05128.0740.500.528-

34、400目97%22.5764.500.05135.942.1864.500.05135.94铁矿样38.090.175-200目66%36.3360.460.03657.517.431.7331.763.8301.4437.6760.460.03631.763.8357.5137.675磨矿弱磁选强磁选铜浮选开路流程实验铜铁样40.120.542-200目76%26.3060.880.08039.913.8849.4538.700.38047.7034.640.7137.3710.250.6613.4246.40.2837.3710.2587.6113.4240.230.538-400目95%

35、23.0763.910.06936.652.9641.4640.320.27041.5520.551.0136.4614.060.9126.3548.750.06936.6414.0678.2026.35铁矿样38.220.181-200目75%34.8761.750.04056.337.6940.1830.850.16532.4336.560.3635.769.0500.3418.2650.410.10735.769.05088.7618.26混合样35.750.36-200目85%18.6559.090.1030.835.2543.6539.930.2149.0325.3427.9857.

36、3245.130.74/16.31/32.8674.1332.866磨矿弱磁选浮选选铜开路流程实验铜铁样40.160.526-200目76%26.3560.780.07839.893.760.6838.765.0700.666.5660.780.07538.765.07039.866.5640.180.534-200目96%24.6362.230.07038.163.231.1038.5612.961.0526.6762.230.07038.5612.9638.1626.6740.260.517-400目95%22.5764.500.05136.162.232.1836.7614.621.99

37、61.6564.500.05136.7614.6236.1661.67铁矿样38.090.175-200目66%36.3360.460.03657.517.431.7331.763.8301.4437.6760.460.03631.763.83057.5137.6738.220.181-200目75%34.8761.750.04056.337.6940.1830.850.16532.4336.560.3635.769.0500.3418.2645.210.17235.769.05088.7618.267磨矿弱磁磨矿浮选选铜开路流程实验铜铁样40.210.517-200目80%25.7160.1

38、00.08438.424.182.0738.7714.482.0057.9760.100.08438.7714.4860.1074.09铁矿样38.150.177-200目65%-400目94%39.5360.460.03962.648.710.4448.9021.270.5652.8460.460.03948.9021.2762.4652.848磨矿弱磁磨矿浮选选铜闭路流程实验铜铁样40.070.554-200目80%-400目93%23.0760.100.08434.613.503.1933.1316.032.6392.1160.100.08433.1316.0334.6192.11铁矿样

39、38.310.169-200目65%-400目94%39.5360.460.03962.399.140.6332.4220.460.5375.9760.460.03932.4220.4662.3975.979磨矿-弱磁-强磁-氧化焙烧-弱磁选流程实验混合样35.750.36-200目85%16.9961.100.08329.033.9127.9857.32/45.130.7416.3132.8658.75/74.1632.865.6.2 选矿流程实验结果三件样品分别进展的各项选矿流程实验结果见表5-9。主要结论有：1、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

40、石，经过选矿可获得合格的铜精矿和铁精矿两种产品。2、经过选铁流程进展比较，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档次太低，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档次60.1060.46%，平均档次60.28%，回收率34.6162.39%，平均回收率48.5%。3、经过各种选铜流程的实验研讨，引荐选铜的磨矿粒度为-

41、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档次的前提下，可以充分回收该矿中的铜矿物，且磨矿本钱最节省。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目的为：产率0.63%3.19%，平均产率1.19%,档次20.46%16.03%，平均档次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展了多元素分析，分析结果见表5-11、5-12、

42、5-13。同时，为调查尾矿中各种成份的含量，对尾矿也进展多元素分析，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 品组分CuTFeFeOFe2O3SiO2Al2O3CaOMgOK2O铜铁样含量0.08060.6830.1953.205.120.321.620.0160.016铁矿样0.03860.8029.8153.804.330.331.580.890.024样 品组分Na2OMnOBaOPSAsIgAg(g/t)铜铁样含量0.0450.180.840.0060.110.0197.342.1铁矿样0.0450.260.0120.0060.200.0128.582

43、.1 铜精矿多元素化学成分分析结果/% 表5-12样品组分CuTFeFeOFe/CuFeS2Fe2O3SiO2Al2O3CaOMgO铜铁样含量16.0636.3816.2015.3912.013.590.552.621.13铁矿样20.2232.648.9819.329.062.980.342.180.81样品组分K2ONa2OBaOAg(g/t)MnOAsSAu(g/t)铜铁样含量0.0550.0430.1073.270.220.08228.981.08铁矿样0.0440.0431.52113.210.0890.2431.501.59 尾矿多元素化学成分分析结果/% 表5-13样品组分CuT

44、FeFeOFe2O3SiO2Al2O3CaOMgO铜铁样含量0.030 34.23 32.60 13.66 20.33 2.97 3.16 3.82 铁矿样0.04623.3327.423.1728.014.127.194.58样品组分K2ONa2OMnOBaOPSAg(g/t)铜铁样含量0.330.120.99 0.74 0.02 0.91 7.02铁矿样0.370.140.811.300.021.3111.29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阐明，

45、铜铁矿样铜精矿档次到达16.06%时，综合富集Ag的含量到达73.27g/t。铁矿样铜精矿档次到达20.22%时，综合富集Ag的含量到达113.21g/t。从表5-13尾矿的分析结果可以看出，尾矿中除铁档次偏高外，其他各有价成份的含量都较低，阐明选矿回收都已到达较好的效果。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，对其进展了物相分析。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根本回收干净，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方式存在，其次存在于

46、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求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样品铁 相磁铁矿中Fe赤褐铁矿中Fe碳酸盐中Fe硫化物中Fe硅酸盐中Fe合 计铜铁样含 量0.906.8721.881.662.1933.50铁矿样1.293.2719.320.800.6925.37铜铁样分布率2.6820.5165.314.966.54100.00铁矿样5.0812.9076.153.152.72100.005.7 矿石工业利用性能评价经过对赵卡隆铁铜矿床、矿体群混合矿石、铁矿石和铜铁矿石可选性实验，矿石属发生

47、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。矿石的矿物组废种类较为复杂，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。经过选矿流程实验，最终引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：铁精矿铁档次60.10-60.46%，平均档次60

48、.28%，回收率34.61-62.39%,平均回收率48.5%；铜精矿铜档次16.03-20.46%，平均档次18.24%，铜回收率92.11-75.97%,平均回收率84.04%。以为赵卡隆铁铜多金属矿床、矿体群矿石除铁回收率稍低外，有害杂质含量低，可以消费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。第六章 矿床开采技术条件6.1 水文地质6.1.1 冻土矿区除部分冲沟外，绝大部分海拔标高在4600m以上，属于高寒山区，气候冰冷，普遍存在冻土层。本次勘查没有投入专门的任务进展冻土研讨。根据矿区所处海拔标高，矿区应该存在永久性冻土，至少部分存在永久性冻土，但从钻探和槽

49、探的揭露情况看，矿区不存在永久性冻土，这能够是由于编录不及时或工程代表性不强的缘故，有待下一步任务查明。根据槽探及钻探揭露，矿区冻土主要表现为季节性冻土，埋藏深度普通位于10m以上，其主要根据为：20022007年在矿区进展勘查期间先后施工槽探9022.53m3,槽探工程是在58月间施工的。由于覆盖层厚度大，大部分运用发掘机开挖，根本上都挖到了基岩。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；矿区20072021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

50、现循环液漏失景象的；6月份以后施工的钻孔大部分在浅部出现循环液漏失，阐明冻结层融化；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巩固，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景象。6.1.2 地下水类型与含水层组划分任务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：松散岩类层状孔隙水碳酸盐岩类带状岩溶裂隙水夹基岩带状裂隙水碳酸盐岩类带状岩溶裂隙水松散岩类层状孔隙水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，任务区松散岩类层状孔隙含水层赋存于赵卡隆小溪冲洪

51、积层中，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。含水层构造松散，宽度在1550m之间，厚15m，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，部分微承压。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类似。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规范所规定上限、矿化度较低可溶性总固体含量为29

52、7.27mg/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。碳酸盐岩类带状岩溶裂隙水夹基岩带状裂隙水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。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

53、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景象。含水层没有一致的地下水位，为部分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展了简易水文观测，同时对12个钻孔进展了静止水位观测，利用ZK0705、ZK0005、ZK0403、ZK0407等4个钻孔进展了2次简易抽水实验、4次简易注水实验。矿区()含水层钻孔静止水位观测成果见表6-1，简易抽水实验及简易注水实验成果见表6-2。()含水层钻孔静止水位综合统计表 表6-1钻孔编号孔口标高m水位埋深m水位标高m观测日期年、

54、月、日备注ZK11014671.877.184664.702007、9、30开孔倾角：87ZK11024680.8113.934666.702007、10、1开孔倾角：87ZK07024696.247.374688.882007、7、21开孔倾角：87ZK07034689.088.154680.962007、7、25开孔倾角：85ZK07054682.365.054677.322007、9、2开孔倾角：87ZK03014700.5111.584688.592007、6、28开孔倾角：87ZK00054737.105.044732.072007、8、30开孔倾角：87ZK04014774.267

55、4.204704.262007、7、29开孔倾角：86ZK04024779.9464.634715.942007、7、17开孔倾角：82ZK04034761.9163.254698.912007、8、29开孔倾角：85ZK04074752.3058.274694.272007、7、31开孔倾角：85ZK080526.382007、8、5()含水层钻孔简易抽、注水实验成果汇总表 表6-2实验钻孔实验类型实验段m实验结果实验日期年、月、日Q(l/s)S(m)q(l/s.m)ZK0705简易抽水 4-431.4014.620.0962007.10.18-10.211.179.180.1272007.

56、10.23-10.25简易注水4-430.4165.050.0822007.8.31ZK0005简易注水12-620.4715.040.0932007.8.31ZK0403简易注水15-731.39320.480.0682007.8.30ZK0407简易注水7-750.8934.600.0262007.7.31从12个钻孔的静止水位观测资料看见表6-1，该含水层没有一致的地下水位，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，最大程度间隔 为505m,水位高差最大到达67.37m。根据机台简易水文观测记录，循环液漏失的孔深普通都小于相应钻孔的静止水位埋深，仅个别

57、钻孔循环液漏失孔深大于静止水位埋深，这阐明含水层为部分承压的潜水含水层。4次注水实验的单位注水量为0.0260.098L/s.m,2次简易抽水实验的单位涌水量为0.0960.127 L/s.m。此外，虽然大部分钻孔都出现了循环液漏失景象，但很快又会重新返水，这是由于漏水通道裂隙细小，很快被钻探构成的岩粉堵塞所致。上述景象阐明含水阐明含水通道不畅、透水性差、富水性弱。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，以泉或渗流的方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需两个，但在地形较低的植被发育区，往往有渗水景象。矿区第四系覆盖面积大，覆盖率在70%以上，覆

58、盖层主要为构造松散的残坡积物，实践上地下水主要是从覆盖层与基岩的接触面上以渗流的方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部分可以看出，地下水的流向指向西偏北，与地形坡向吻合。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日开场陆续投入观测，2021年5月10日终了观测任务。虽然延续观测时间没有到达1个水文年，观测资料(见表6-3)没有真正反响含水层的动态变化规律，但可看出如下规律性的东西：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、ZK00

59、05、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到达50天。第二，不同地段水位开场上升的时间不同，且在雨季到来之前。ZK1101、ZK0705、ZK0005、ZK0403水位开场上升的时间分别为：2021.3.25、2021.3.25、2021.4.25、2021.4.5，水位开场上升的时间差最大到达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阐明含水层连通性差，富水性弱。本次勘查在该含水层中

60、取了3个水样进展水质分析见表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7.737.85，为弱碱性水。水中有毒有害元素含量低于国家饮用水质量规范所规定上限、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+，阐明水质沿流向呈恶化趋势。矿区含水层水位动态观测成果汇总表 表6-3观测孔号ZK1101ZK0705ZK0005ZK0403观测日期年.月.日水位m观测日期年.月.日水位m观测日期年.月.日水位m观测