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2019年 第48卷 第05期    刊出日期：2019-05-15

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专题综述

矿石的高压电脉冲预处理技术研究进展

施逢年

2019, 48(05):  1-8. 

摘要 ( 893 )   PDF  

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介绍了澳大利亚昆士兰大学JK矿物研究中心10 余年来在高压电脉冲技术预处理矿石方面的研究进展。该团队没有采用传统的研究思路，将高压电脉冲作为碎磨矿石的工具，耗费大量电能将矿石破碎到微米级的粒度，而是用较小的高压电脉冲能耗来预处理矿石，改变矿石的可选性，以此提高整个选矿处理流程的生产效率和经济效益。目前研发出了3项高压电脉冲在选矿应用的新技术：高压电脉冲用于矿石的预富集，高压电脉冲用于降低矿石硬度、节省碎磨能耗和高压电脉冲用于改善矿物的单体解离。其中，高压电脉冲技术在含金含铜矿石的预富集中的应用属世界上首次发现，介绍此成果的论文获得了有国际影响力的2017年度CEEC科研奖章。

表面活性剂在溶浸采矿中的研究与应用现状

艾纯明, 孙萍萍, 王贻明, 刘超

2019, 48(05):  9-13. 

摘要 ( 819 )   PDF  

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溶浸采矿是一种利用矿物与浸矿溶液的化学反应来获得有用金属和化合物的新型采矿方法。为较全面展示表面活性剂在溶浸采矿中的应用现状，推动溶浸采矿技术发展，着重从表面活性剂提高矿石的浸出率、表面活性剂在细菌浸矿中的作用以及表面活性剂在改善矿堆的渗透性等方面介绍了研究与应用情况，指出表面活性剂对于提高矿石的浸出率、改善矿石表面润湿性、增强矿堆的渗透性均具有很好的效果，但确定合理的用量非常重要；不同类型的表面活性剂对于不同种类矿石、不同浸出类型有一定的适应性；添加表面活性剂对于溶浸采矿后续工艺的影响应开展进一步的探讨；在研究确定表面活性剂的使用时应通盘考虑其技术性和经济性。总体来说，表面活性剂在溶浸采矿方面有着广阔的前景。

采矿工程

程潮铁矿充填体下部崩落采场稳定性分析

许梦国, 谭涛, 程爱平, 王平, 李丹峰, 杨洋

2019, 48(05):  14-20. 

摘要 ( 843 )   PDF  

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程潮铁矿西区计划将矿柱回收采场由充填法转为崩落法开采，原充填采场结构复杂，造成其下方围岩应力分布不均，不利于开挖采准巷道的稳定性，故需对巷道开挖前后的围岩应力分布特征进行研究。采用室内相似模拟试验和数值模拟相结合的方法，分析了采准巷道开挖前后的围岩应力分布规律及巷道稳定性。研究表明：①由于原充填采场矿房矿柱采用间隔布置形式，导致其下方围岩应力分布紊乱，采准巷道开挖后局部存在拉应力，且应力集中现象明显；②充填采场下方围岩压应力达到崩落体下方的2倍，巷道开挖面临较高且不均匀的应力分布环境，可采取锚杆联系链技术进行支护，目前该支护方法在现场试验中已达到预期效果。研究结果对于程潮铁矿下一步开拓工程施工有一定的指导意义。

挑檐式结构无底柱阶段崩落采矿法试验研究

周宝坤, 赵德智, 姚宝顺, 高聪, 谷鑫, 陈晓青

2019, 48(05):  21-26. 

摘要 ( 838 )   PDF  

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崩落采矿法在实际生产过程中矿石损失贫化较难控制，放矿过程中废石漏斗的形成与破裂是造成矿石损失贫化的主要原因。为延缓放矿过程中废石漏斗的形成和到达放矿口的时间，提出了一种挑檐式结构的无底柱阶段崩落采矿法。该方法以阶段为单位，使得每个下分段都超前其上分段一个挑檐距离，在回采巷道工作面形成挑檐结构，回采工作都在其正上方挑檐结构的遮掩下进行。为验证挑檐结构方案的放矿效果，利用多分段放矿模型进行了挑檐结构下放矿和传统结构下放矿2组物理模拟试验，认为在保持矿石回采率80%的情况下，挑檐结构的矿石贫化率可降低5.3个百分点。在弓长岭井下矿-280~+48 m段4-5号穿脉进行了挑檐结构工业性试验，分别对挑檐结构和原结构进行了9个崩矿步距回采的放矿跟班测定。结果表明：挑檐结构与原结构相比，贫化率可降低3.8个百分点，主要原因是挑檐结构可阻挡顶部覆盖岩石，使其向本分段崩落矿石后方移动，而不出现侧漏现象，提高了纯矿石放出量，矿石贫化减小。上述分析进一步表明：挑檐结构方案施工简单，适用于中等稳定以上矿体地下开采。

铲入深度对无底柱分段崩落法放出体形态的影响

常贯峰, 路增祥

2019, 48(05):  27-31. 

摘要 ( 726 )   PDF  

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崩落体、放出体和崩矿步距之间的相互制约关系影响着无底柱分段崩落法放矿过程中的损失贫化。以大结构参数单进路放矿试验为基础，进行了3.6 m崩矿步距条件下5种不同铲入深度的物理模拟放矿试验。通过放出标志颗粒的位置信息获取内部滑移面的位置，研究了铲入深度对放出体发育形态的影响，并分析了铲入深度与放出体之间的关系以及放出体与崩矿步距的匹配关系。结果表明：①3.6 m崩矿步距、5种不同铲入深度条件下，沿进路方向放出体发育的轮廓都大于崩落体的轮廓；②铲入深度对放出体形态的发育有一定影响，放出体发育高度随铲入深度增大呈先增加后减小的趋势，放出体沿进路方向的发育宽度呈增加趋势，从纯矿石回收量、矿石回收率方面分析，铲入深度为5.32 m较好，相应的回收率为57.74%。

某铁矿矿岩中含水量对放出体形态影响的试验研究

时磊, 汪龙, 黄滚, 王满

2019, 48(05):  32-36. 

摘要 ( 754 )   PDF  

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合理的采场结构参数和放矿管理可以取得较好的矿石贫损指标，矿岩放出体形态对采场结构参数优化调整及放矿管理尤为重要。为研究某铁矿矿岩中含水量与放出体形态的关系，在不同含水量条件下（含水量ω分别为0、4%和6%），对取自该铁矿井下采场的矿岩材料进行了单体放矿物理相似模拟试验。结果表明：①沿进路方向，矿岩中含水量对放出体形态的影响较小，但随着含水量的增加，顶部矿石在放出矿石量中占比越来越大；②在垂直进路方向，当矿岩中不含水时，放出体形态接近椭圆，矿石放出效果好；ω=4%时，放出体下部偏“瘦”，表明侧面矿石放出困难；ω=6%时，放矿过程中多次出现矿石成拱堵塞现象，导致放出体形态异常；③降低矿岩散体中的含水量有利于无底柱分段崩落法爆堆中矿岩散体连续、顺利放出。

露天矿最终帮坡角及采深协同优化研究

郭赟林, 刘艳章, 黄诗冰, 胡斌, 李凯兵, 李伟

2019, 48(05):  37-42. 

摘要 ( 909 )   PDF  

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最终帮坡角和采深是露天矿境界设计中2个相互影响的关键参数，其取值与露天矿的安全经济性密切相关。为探讨上述2个参数的合理取值，以西藏某露天铜矿12#典型勘探线剖面为研究对象，按经验类比法初步确定该剖面西、东边帮的最终帮坡角取值范围为38°~44°，选取不同的两帮坡角度值组合，根据境界剥采比小于经济合理剥采比的原则，计算得到底部标高取值范围为+ 4 135~ + 4 108 m。构建了该剖面的露天境界最终边帮有限元数值模型，采用强度折减法计算得到西、东帮的稳定安全系数，根据实际工程设计需要的边帮安全系数以及开采的经济性，得到该剖面合理的最终帮坡角与采深。研究表明：露天边帮稳定性随着最终帮坡角和采深的增加逐渐降低，且最终帮坡角的变化对本侧边帮稳定性的影响远大于对侧边帮，两参数之间互相影响，共同决定露天矿的安全经济性；计算得到该剖面合理的西、东帮最终帮坡角分别为42°、43°，底部标高为+ 4 117 m，总采深为920 m。所采用的露天矿最终帮坡角及采深的协同优化思路可为露天矿山科学确定相关参数提供参考。

软弱倾斜复合基底排土场边坡失稳机理与控制

曹兰柱, 张剑锋, 王东

2019, 48(05):  43-47. 

摘要 ( 835 )   PDF  

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针对露天矿软弱倾斜基底排土场边坡变形失稳问题，以蒙东西二露天矿排土场边坡为工程背景，基于刚体极限平衡与三维数值模拟方法，揭示了不同基底倾角条件下排土场边坡稳定性变化规律，分析了软弱倾斜复合基底排土场边坡失稳机理，并讨论了治理措施。研究表明：①排土场边坡稳定性与顺倾基底倾角呈负相关关系，与逆倾基底倾角呈正相关关系；②排土场边坡基底失稳过程可分为排土场沉降、局部剪切错动、局部剪切破坏、剪切裂缝扩展和贯通5个阶段；③排土场潜在滑坡模式是以排弃物料内部拉裂的圆弧形态为侧界面，以基底剪切滑移为底界面的切层—顺层滑动；④排土场边坡基底逆倾时的稳定性明显优于基底顺倾时的稳定性，极限平衡法分析结果与数值模拟研究结果具有良好的一致性，充分体现了软弱倾斜复合基底排土场的边坡失稳特征。在上述分析的基础上，进一步讨论了排土场边坡稳定性控制方案。针对顺倾基底明显不利于排土场稳定的问题，通过调整局部区段排土线的布置及发展方式和改变剥离物的排弃顺序有助于提高顺倾基底条件下排土场的稳定性。

谦比希铜矿东南矿区巷道掘进爆破改进思路及控制措施

章林, 仪海豹, 杨海涛, 郑学敏, 胡文达

2019, 48(05):  48-55. 

摘要 ( 859 )   PDF  

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由于谦比希铜矿东南矿区北采区巷道掘进爆破参数不合理、炸药单耗高、断面成形差、岩体块度过于破碎，导致矿山爆破成本居高不下，溜井易堵塞，严重威胁了生产掘进作业安全。为有效解决矿山掘进爆破作业中存在的技术难题，开展了矿岩质量稳定性分级和现场爆破漏斗试验，分别从调整掏槽方案、控制起爆延期时间、优化周边孔控制爆破方法等方面提出了提高爆破效果的爆破控制改进思路，并对现场施工的安全措施进行了讨论。研究表明：①矿化板岩属于第Ⅲ～Ⅳ级岩体，上盘石英岩和下盘石英岩均属于Ⅱ级岩体，基底花岗岩和下盘砾岩均属于Ⅱ级岩体，岩体条件差异较大，需根据现场岩性对爆破参数进行动态调整；②现场爆破漏斗试验确定的合理炸药单耗约1.86 kg/m³，当前炸药单耗明显偏高，具有较大的优化空间；③斜孔掏槽在炮孔数量、单耗、爆破效果等方面较直孔掏槽具有明显的优越性，适宜开展斜孔掏槽对比试验；③矿山掘进爆破微差延期时间偏大，可采用短微差延期雷管进行优化试验；④周边孔装药结构不合理，适宜采用所提爆破改进思路进行调整，改善巷道轮廓控制效果。今后将通过多方案现场爆破对比试验，验证改进思路的可行性和可靠性，为矿山生产爆破巷道控制提供参考。

基于量纲分析的爆破振动质点峰值速度预测公式

叶海旺, 袁尔君, 雷涛, 龙梅

2019, 48(05):  56-61. 

摘要 ( 916 )   PDF  

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质点峰值振动速度预测是爆破设计及爆破灾害控制中的重要内容。基于量纲分析理论，引入爆破振动速度监测点与爆源之间的地形（高程差和水平距离）影响因子，重构了爆破振动质点峰值速度预测公式。采用多元非线性回归拟合法，结合某矿山爆破现场实测数据进行了质点峰值振动速度预测，并与常用的质点振动速度公式的预测结果进行了对比。结果表明：基于量纲分析构建的爆破振动质点峰值速度公式的预测精度更高，水平径向、水平切向、竖直方向上质点峰值振动速度的预测值与实测值之间的相对误差平均值均最小，分别为14.62％、12.46％、12.17％，预测精度较现有公式分别高出5.01%~10.28%、1.92%~10.55%、6.07%~16.16%。

矿物工程

菱镁矿、白云石和方解石的浮选第一性原理研究

张多阳, 印万忠, 马英强, 汪聪

2019, 48(05):  62-68. 

摘要 ( 1122 )   PDF  

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为了更好地实现菱镁矿的浮选脱钙，基于密度泛函理论，通过Materials Studio（MS）软件模拟优化了菱镁矿、白云石和方解石的晶体结构、解理面、与常见浮选药剂的作用模型，计算了这3种矿物的能带结构、态密度、表面能、与常见浮选药剂的前线轨道以及相互作用能等参数，从微观角度研究了钙镁碳酸盐矿物的浮选机理。理论研究表明：菱镁矿、白云石和方解石均为绝缘体，六偏磷酸钠和水玻璃比油酸钠和十二胺更容易与这3种矿物结合；菱镁矿{104}、白云石{110}、方解石{104}是这3种矿物的完全解理面；这3种矿物的钙镁离子与油酸钠的羰基氧发生了化学吸附，与十二胺是物理吸附，N—H…O氢键起了重要作用；推测出十二胺对钙镁碳酸盐矿物浮选有一定的选择性。第一性原理的推测结果基本得到了纯矿物浮选试验的验证，因此，第一性原理对浮选分离药剂的选择和机理研究有一定的指导意义。

甘肃某含钪低品位钛铁矿石综合利用试验

邓善芝, 程仁举, 李成秀, 刘星

2019, 48(05):  69-73. 

摘要 ( 913 )   PDF  

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甘肃某含钪低品位钛铁矿石Fe、TiO₂、Sc₂O₃含量分别为10.20%、4.55%和55.6 g/t，磁性铁仅占总铁的17.90%，钛铁矿形式的铁占总铁的22.02%，硅酸盐形式的铁占总铁的52.05%；钛铁矿形式的钛占总钛的69.01%，钛磁铁矿中钛占总钛量的3.52%，其余的钛主要赋存在难以富集和回收的硅酸盐矿物中。磁铁矿嵌布粒度主要为0.5～0.04 mm，钛铁矿嵌布粒度主要为1~0.07 mm，二者嵌布关系密切，混杂充填在硅酸盐矿物粒间，钪主要以类质同象形式存在于深色钙镁酸盐类矿物（主要为角闪石）中。为了确定该矿石的开发利用工艺，进行了选矿试验研究。结果表明，6~0 mm矿石经重磁拉选矿机预选抛出29.82%的含泥粗粒尾矿后，在阶段磨选情况下（二段磨矿细度为-0.074 mm占81%），采用1粗（135.4 kA/m）2精（119.4 kA/m和119.4 kA/m）弱磁选流程选铁，选铁尾矿采用1粗（0.7 T）1精（0.6 T）高梯度强磁选流程预富集钛，强磁选钛精矿经1粗1扫4精、中矿顺序返回流程选钛，最终获得Fe品位为60.78%、Fe回收率为13.11%的铁精矿，TiO₂品位为47.05%、TiO₂回收率为55.74%的钛精矿和Sc₂O₃品位为99.0 g/t、Sc₂O₃回收率为48.68%钪精矿。

从钨重选粗精矿中浮选回收铜铋试验

杨凯志, 胡真, 邹坚坚, 李汉文, 李沛伦

2019, 48(05):  74-78. 

摘要 ( 799 )   PDF  

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粤北某高硫伴生铜、铋的钨矿选矿厂采用枱浮从重选钨粗精矿中回收硫化矿物，再采用抑铋浮铜—重选选铋工艺从硫化矿混合精矿中分离回收铜铋，不仅铜、铋回收率低，且铜精矿含铋高。为解决铜、铋的高效分离与回收问题，以现场重选钨粗精矿为试样，进行了铜、铋分离与回收试验。结果表明：WO₃、Cu、Bi、Ag品位分别为13.66%、3.32%、1.93%和308.50 g/t，主要铜矿物为黄铜矿和辉铜矿，主要铋矿物为辉铋矿，有用矿物粒度主要为0.64~0.04 mm，黑钨矿、白钨矿、黄铁矿嵌布粒度略粗，黄铜矿、辉铋矿粒度略细的试样，在棒磨至-0.2 mm的情况下，以石灰为调整剂、SY为铋抑制剂、Z-200为捕收剂1粗1精2扫流程抑铋浮铜，以GYC-1为铋活化剂、丁基黄药为铋捕收剂1粗2精2扫流程活化浮铋，最终获得铜品位为19.01%、铜回收率为93.51%、含铋0.81%的铜精矿，以及铋品位为21.39%、铋回收率为78.61%、含铜0.63%的铋精矿，与现场生产指标相比，铜精矿铜品位、铜回收率分别提高了10.48和9.19个百分点，含铋下降了1.85个百分点；铋精矿铋品位下降了5.23个百分点、铋回收率提高了33.25个百分点，含铜下降了1.68个百分点，较好地实现了铜、铋的分离与回收。

赞比亚某氧化铜矿石的硫酸酸浸研究

杨思敏, 寇珏, 张晓亮, 孙春宝

2019, 48(05):  79-83. 

摘要 ( 843 )   PDF  

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赞比亚某低品位高结合率难处理氧化铜矿石铜品位为1.56%，主要铜矿物为赤铜矿、黄铜矿、铜蓝、水胆矾；主要脉石矿物为石英、云母、铁白云石等。铜氧化率高达82.85%，以结合氧化铜为主；硫化铜仅占17.15%，主要为原生硫化铜。为确定该矿石的合理开发利用工艺，进行了系统的硫酸酸浸试验。结果表明：①提高浸出试样细度，延长浸出时间，提高浸出温度，增大液固质量比和搅拌速度均有利于改善氧化铜矿石的浸出效果。②矿石在磨矿细度为-200目占60%、硫酸浓度为50 g/L、液固质量比为3、浸出温度为65 ℃、搅拌速度为300 r/min，浸出时间为120 min情况下，铜的浸出率达78.64%。③硫酸浸出该矿石的浸出动力学受化学反应模型控制，反应的表观活化能为37.83 kJ/mol。

Mg²⁺对油酸钠捕收石英的活化机理研究

张臻, 张凌燕, 吴建新, 管俊芳, 陈志强, 张冲, 段树桐

2019, 48(05):  84-87. 

摘要 ( 1127 )   PDF  

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石英矿物中常伴生有Mg²⁺，为了解Mg²⁺对油酸钠浮选石英的影响，进行了石英纯矿物浮选试验，并采用Zeta电位测试、溶液化学计算和红外光谱分析方法对Mg²⁺活化石英的机理进行了研究。结果表明：①在没有Mg²⁺存在的情况下，油酸钠对石英没有捕收能力；当矿浆pH=10.5，Mg²⁺浓度为3.75×10^-4 mol/L，油酸钠浓度为6.25×10^-4 mol/L时，石英的浮选回收率可达92.40％。②Zeta电位分析表明，吸附在石英表面的Mg2+是油酸钠吸附的活性位点，因而Mg²⁺对油酸钠浮选石英有活化作用。③溶液化学分析表明，Mg²⁺活化石英的有效成分为MgOH⁺。④红外光谱分析表明，有Mg²⁺存在的情况下，油酸钠才能吸附到石英颗粒表面。

EPE型双亲嵌段共聚物强化油酸钠浮选分离萤石与微细粒石英

秦煦坤, 钱玉鹏, 邱玄, 陈彬, 胡善海

2019, 48(05):  88-92. 

摘要 ( 927 )   PDF  

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通过对萤石和微细粒石英进行纯矿物浮选试验、人工混合矿浮选试验、Zeta电位分析、红外光谱分析及油酸钠吸附量测定，系统地研究了在油酸钠浮选体系中EPE型双亲嵌段共聚物F-127对微细粒石英和萤石的人工混合矿浮选速率的影响。结果表明：油酸钠对萤石具有良很好的捕收效果，对石英无捕收效果；F-127具有一定的起泡功能，因而能显著加快萤石纯矿物的上浮；微细粒石英易与粗粒萤石发生异相凝聚，F-127通过改善矿浆的分散程度，可促进微细粒石英从粗粒萤石表面解吸下来，从而改善萤石与石英的浮选分离效果。

地质与测量

云南省江城县岩脚—牛倮河铅锌矿矿床成因及找矿方向

胡加昆, 邹进超, 解康, 倪尔建, 李贵祥, 李星

2019, 48(05):  93-106. 

摘要 ( 1044 )   PDF  

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云南省岩脚—牛倮河铅锌矿地处西南三江成矿带南端，位于唐古拉—三江地槽褶皱系兰坪—思茅中生代坳陷盆地南段的普洱—江城坳陷盆地中，矿体赋存于下白垩统景星组与中侏罗统和平乡组地层中。结合区域及矿区地质工作成果，详细讨论了区域成矿地质背景、矿区地质特征、矿体特征、矿石特征、矿物生成顺序以及围岩蚀变特征，并对矿床成因进行了分析。研究表明：①矿体呈脉状、网脉状、串珠状充填于砂岩节理裂隙及构造破碎带中，矿体长126~505 m，厚0.4~29.01 m，倾向南，倾角51°~80°；②矿石矿物主要为闪锌矿、方铅矿、黄铁矿，脉石矿物主要为石英、方解石、绢云母，矿石结构以泥质细砂结构为主，构造主要为脉状、浸染状构造；③矿物生成顺序可以分为6个阶段，其中第1阶段为电气石—高岭土阶段，第2阶段为石英阶段，第3阶段为褐铁矿—锆石阶段，第4阶段为白铅矿—方解石阶段，第5阶段为铅锌硫化物阶段，第6阶段为毒砂—黄铜矿阶段；④围岩蚀变中心向外依次为块状铅锌矿化带→碳化→构造角砾→含矿网脉、细脉带→方解石化、石英化→硅化→绢云母化、黄铁矿化、褐铁矿化蚀变带；⑤矿床成因属构造热液蚀变型铅锌矿床。在上述分析的基础上，结合前期开展的地质勘查和物探（激电测量与音频大地电磁测深）工作成果圈定了4处找矿靶区，编号分别为JⅠ-1、JⅠ-2、JⅠ-3和JⅠ-4。其中，JⅠ-1、JⅠ-3靶区经过钻探工程验证，已探获铅锌矿石量1 121.7万t、铅锌金属量443 657 t，JⅠ-2、JⅠ-4靶区找矿潜力较好，是下一步重点开展勘查工作的区域。

青海省阿达滩沟脑矿区地质特征及综合成矿预测

张庆华, 宋小军, 罗洪远

2019, 48(05):  107-116. 

摘要 ( 812 )   PDF  

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青海祁漫塔格地区位于东昆仑造山带西段，区内经历了多期次、多阶段的复杂构造—岩浆活动，是青藏高原北部最重要的铁铜铅锌多金属成矿带。阿达滩沟脑位于祁漫塔格铁多金属成矿带上，区内岩浆活动强烈，断层发育，具有良好的找矿潜力。为查明该区成矿条件，选择未经查证的3处1∶50 000水系沉积物Hs[7乙3] 、Hs[8乙3]和Hs[6丙] 综合异常和高精度磁测C16号异常开展大比例尺地质测量、高精度磁测及土壤地球化学剖面测量工作，结合地质调查成果对异常高值区布置探槽进行查证，以查明矿致异常源和分布特征，并对成矿规律进行初步总结。研究表明：①土壤样品中Cu、Ni、Co是区内的主成矿元素且相关性好，其中Ni富集成矿的可能性较大，在剖面图上,Cu、Ni、Co、Cr高值异常分布较广，浓集中心相对突出；②高精度磁测在C16异常中心附近的异常强度尤为强烈，异常值与中酸性岩体，辉长、辉绿岩体以及NW向断裂构造吻合较好；③在地表矿化点及异常区地段经探槽工程查证，圈出了5条铅锌铜矿化带，7条矿体（其中5条铅锌矿体，2条铜矿体），圈定了可靠的找矿靶区，并进行了找矿潜力分析。上述分析进一步表明：该类矿体的发现加深了对区内成矿地质条件的认识，在高海拔地区采用地质、物探、化探综合勘查方法，并与成矿规律研究紧密结合，可实现找矿突破。

云南东川铜矿田面山—四棵树成矿带裂隙构造控矿规律

尹大胜, 方维萱, 郭玉乾

2019, 48(05):  117-123. 

摘要 ( 858 )   PDF  

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云南东川铜矿田位于扬子板块西缘川滇铜多金属成矿带。东川铜矿区内面山—四棵树成矿带裂隙构造叠加成矿-控矿作用明显，但对其研究较薄弱。在对面山—四棵树成矿带坑道进行构造岩相学综合编录的基础上，结合区域地质背景，对典型中段的铜矿体进行裂隙要素测量，制作玫瑰花图进行分析并对岩相进行分带。研究表明：①面山—四棵树成矿带碱性铁质基性岩浆沿大角度切层断层侵入落雪组，由于岩浆的侵入挤压作用，侵入岩体与地层的接触带由内向外根据岩石变形程度可分为片理化相带→热液角砾岩相带→碎裂岩相带，其中，碎裂岩相带根据岩石碎裂程度由内向外可划分为强碎裂岩相带→碎裂岩相带→弱碎裂岩相带，铜矿品位也随之由高变低；②裂隙岩相学研究揭示主要存在3组含矿裂隙，走向分别为近EW向、近SN向和NEE向，其中近EW向裂隙（与地层产状基本一致）为最主要的含矿裂隙；③多期次的构造活动使岩石中裂隙发育程度高且交切关系复杂，以岩浆侵入改造成矿期为依据可将裂隙分为成矿前裂隙、成矿期裂隙和成矿后裂隙。通过对岩浆侵入-裂隙构造系统特征与成矿-控矿规律的研究，认为面山—四棵树成矿带侵入岩体附近的铜矿体受岩浆-裂隙构造系统改造富集作用明显，基性岩体附近碎裂岩相带为形成较高品位“裂隙矿”的有利靶区。

改进的特殊地质单元综合方法——以岩脉为例

李雯静, 李思怡

2019, 48(05):  124-131. 

摘要 ( 718 )   PDF  

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岩脉总是与矿脉密切共生，对于揭示区域地质演化过程、指导找矿工作具有重要意义，但在地质图自动综合过程中，由于岩脉出露规模较小，通常被合并处理。针对地质图综合过程中岩脉信息丢失问题，提出了地质图综合过程中基于地理事实的岩脉综合方法。首先根据连续性原则，识别潜在同源的岩脉组，再推理演绎地质过程，对岩脉进行同一性判断，对岩脉进行初步合并；其次，在开方根定律的基础上，确定相应比例尺地图的载负量及面积阈值，并根据计算结果对岩脉进行取舍；最后，简化岩脉的外部轮廓以及内部结构，避免制图比例尺变换过程中导致的岩脉与其他地质单元之间的邻近冲突问题，从而实现地质图的岩脉综合处理。试验结果与现有小比例尺地质图对比表明：所提出的岩脉自动综合方法较合理，可以在保留地层岩性特征、地质构造特征的条件下，有效避免岩脉的完整性被破坏，综合过程受人为因素的影响较小。该方法为地质图综合过程中特殊地理要素高效处理提供了一个新的思路。

利用卡尔曼滤波综合算法构建开采沉陷预测模型

陈竹安, 熊鑫, 危小建

2019, 48(05):  132-136. 

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为提高矿区地表沉陷预测精度，提出了基于自回归综合移动平均模型（Autoregressive Integrated Moving Average，ARIMA）的卡尔曼滤波模型与Elman神经网络相结合的综合预测模型。首先，针对沉陷监测序列的非平稳性与复杂性特点，ARIMA模型能够将原始数列平稳化，构建地表下沉预测模型，并作为卡尔曼滤波的状态方程；然后将Elman神经网络的沉陷预测结果作为观测值引入卡尔曼滤波观测方程中，建立综合预测模型；最后针对噪声方差Q与R选取的问题，统计出ARIMA模型与Elman神经网络模型的误差特性，从而计算出噪声Q与R的取值。分别将综合预测模型与BP神经网络模型、Elman神经网络模型以及卡尔曼滤波模型进行了预测精度对比，4种模型预测值与实测值的均方根误差分别为2.06、5.857 8、2.926 9、3.688 9 mm，相对误差分别为1.170 4％、3.050 2％、1.432 6％、1.908 4％，绝对误差平均值分别为1.886 7、10.703 9、2.329 4、2.807 6 mm。研究表明：综合预测模型能够有效减小单一预测机制造成的同一性质误差累积，其预测精度明显优于其余3种模型，对于大幅提升矿区地表沉陷的预测精度有一定的参考价值。

机电与自动化

SSS-III系列水平磁场立环脉动高梯度磁选机的研制与应用

徐少华, 汤玉和, 张军, 林恬盛

2019, 48(05):  137-141. 

摘要 ( 922 )   PDF  

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SSS-II系列水平磁场立环脉动高梯度磁选机虽具有精矿品位高、磁介质不易堵塞、磁系无腐蚀的优点，但磁能利用率不足、磁介质体积量较小、回收率偏低等问题制约了其推广应用。为解决这些问题，以SSS-II系列磁选机为基础，开发了SSS-III系列水平磁场立环脉动高梯度磁选机。该磁选机的双层磁介质盒分选环结构，显著提高磁能利用率、磁介质体积量和分选作用高度，实现强弱磁性颗粒的梯级分选，起到“1粗1扫”短流程选别效果，提升设备处理能力和选矿回收率；双层冲洗卸矿装置确保磁介质不易堵塞的优点得以延续。攀枝花某选钛厂粗选车间的生产实践表明，SSS-III-2750型水平磁场立环脉动高梯度磁选机运行平稳、可靠，在原矿TiO₂品位为9.89%条件下，获得了TiO₂品位为17.54%、TiO₂回收率为86.23%的钛粗精矿，与SSS-II-2750型水平磁场立环脉动高梯度磁选机相比，在精矿TiO₂品位低1.09个百分点的情况下，TiO₂回收率提高了11.91个百分点，与现场某垂直磁场立环脉动高梯度磁选机相比，在原矿TiO₂品位仅高0.43个百分点的情况下，精矿TiO₂品位和回收率分别大幅度提高了3.42和15.56个百分点。

弧形溢流管对旋流器分离性能的影响

胥聪聪, 张悦刊, 刘培坤, 杨兴华, 姜兰越

2019, 48(05):  142-146. 

摘要 ( 901 )   PDF  

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针对目前运行的旋流器存在短路流导致溢流跑粗的问题，提出了一种弧形溢流管旋流器，并进行了数值模拟和试验研究。模拟结果表明，利用溢流管的弧形结构将溢流口底端的过渡区域外移，实现过渡区域流体切线速度的提升，从而增加离心强度，将短路流引导至外旋流重新参与分离，达到抑制溢流跑粗的效果。试验结果表明，相同排口比下，弧形溢流管旋流器溢流-25 μm粒级含量和综合分级效率均高于直线形溢流管旋流器；试验用弧形溢流管旋流器在排口比为0.33时抑制旋流器溢流跑粗的效果最好，对应的溢流浓度为4.72%，溢流-25 μm粒级含量为98.37%，-25 μm计的综合分级效率为78.92%，高于直线形溢流管旋流器对应情况下的4.25%、96.86%和73.51%。

安全与环保

山西寺河矿“三进三回”通风系统优化设计

宋佰超, 李雨成, 罗红波, 郑义

2019, 48(05):  147-153. 

摘要 ( 956 )   PDF  

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寺河矿当前采用分区通风方式，由3个进风井和3个回风井组成，通风系统复杂。随着生产的持续，出现1#回风井所在分区通风系统风量利用率低、电力消耗较大、风机低压供电不稳定和2#回风井所在通风区域巷通风距离长、阻力大、通风能力近饱和等问题，整个矿井安全可靠性较差。通过对矿井进行通风参数测试与数据处理、通风系统网络普查，构建了通风仿真解算网络，从通风系统阻力合理性、矿井各用风地点风量供需对比、三区阻力分布和公共进风路线对风机工况扰动等角度详细分析了当前通风系统存在的具体问题。对主干风路（3个进风井和3个回风井）的过风能力和各用风点的需风量进行了核定，根据总进风量满足生产需求且总进风量与总回风量相匹配的原则，提出将当前3#进风井变为回风井、将1#回风井和2#回风井变为进风井的改造方案，即将“三进三回”通风系统改造为“四进两回”通风系统。对改造后的通风系统重新进行了盘区划分，按照选定的最优盘区划分方案对“四进两回”通风系统进行了调整，最终总回风量达到17 743.2 m3/min，回风量增加，总阻力降低，各用风点的风量满足要求，系统阻力分布合理，风机能耗降低。

兼顾生态供给和人类需求的矿业城市生态安全格局构建 ——以湖北省大冶市为例

陈勇, 肖晓, 刘艳中, 阮景华, 曾向阳, 王巧稚

2019, 48(05):  154-160. 

摘要 ( 784 )   PDF  

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构建生态安全格局是保障矿业城市可持续发展的重要手段。以大冶市为例，兼顾生态系统服务供给和人类需求，通过“源地—廊道”模式构建生态安全格局。针对全市人口的整体需求和部分人口的就近需求，将源地划分为全局型和局地型2种类型，分别采取直接拾取法和综合评价法进行识别，建立了以斑块需求强度、可达性表征人类需求强度，以斑块重要性、连通性表征生态供给能力的局地型源地识别模型。借助最小累积阻力模型（Minimum Cumulative Resistance，MCR）和目视判读方法，结合全局型源地和局地型源地分类，将廊道划分为关键廊道、关联廊道和组团廊道3种类型。研究表明：①大冶市全局型和局地型源地面积分别为144.61 km2和197.42 km²，局地型源地可以划分为6个组团，西北水陆复合组团源地因斑块小而少易受到外界干扰破坏，东部岗丘组团因分布于城市市郊而受城市化冲击的可能性较大；②大冶市关键廊道、关联廊道和组团廊道的长度分别为112.30 km、179.45 km和444.19 km，部分关键廊道受城镇建设、矿业活动或地质灾害影响，局部阻力值较大，需要在今后的城市规划和建设过程中加以疏通和保护。

基于影像特征CART决策树的稀土矿区信息提取与动态监测

朱青, 林建平, 国佳欣, 郭熙

2019, 48(05):  161-169. 

摘要 ( 926 )   PDF  

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、裸土指数（Bare Soil Index，BSI）、归一化植被指数（Normalized Difference Vegetation Index，NDVI）3种特征信息进行提取，采用基于CART（Classification and Regression Trees）决策树的分类方法对研究区稀土矿开采信息进行识别，分类总体精度达到89.43%，其中矿区分类精度达到88%，分类精度相对于基于光谱信息的CART决策树分类和最大似然分类有明显提高。通过对研究区2013—2016年稀土矿开采区域进行遥感动态监测，发现增加的开采区域主要分布于矿权范围内，减少的开采区域在矿权界限内外均有大量分布，减少幅度达41%，说明政府和相关矿权部门对于稀土行业健康有序发展发挥了重要作用。研究表明：基于影像特征CART决策树的分类方法在稀土矿区信息提取与动态监测方面具有一定的可行性。

基于GIS的白马红格矿区地质环境承载力研究

蒋仁伟, 谈树成

2019, 48(05):  170-176. 

摘要 ( 871 )   PDF  

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为有效应对四川省白马红格矿区存在的过度开采与无序开采行为，针对常规方法难以对矿山地质环境承载力进行量化分析的不足，根据矿区特殊的自然环境特征，选取了自然地理、社会经济、矿山开发、矿山环境、基础地质5个要素层共14个指标构建了矿区地质环境承载力评价指标体系，采用定性与定量相结合的综合评价法-层次分析法（Analytic Hierarchy Process，AHP）进行了矿区地质环境承载力评价。研究表明：矿区承载力存在明显的高低分布和空间发展规律，根据承载力高低可将矿区划分为优等区、中等区、差等区，绘制了矿区地质环境承载力分布图，并对各区的空间分布特征进行了分析，认为白马红格矿区承载力整体较低，中等区与差等区面积总和为615.73 km²，占矿区总面积的28%，差等区面积达到79.25 km2，占矿区总面积的3.6%，研究结果实现了对矿区地质环境承载力定性与定量的综合评价，可有效反映矿区地质环境承载力状况。在上述分析的基础上，针对矿区承载力差等区，提出了优化矿区周边环境、开展生态修复工程、建设绿色矿山等措施，对于提升整个矿区的地质环境承载力、实现矿区可持续发展、遏制矿区存在的不合理开采行为有一定的参考价值。

综合利用

罐底油泥冷固结并还原铁矾渣的可行性研究

杨慧芬, 李兆峰, 付鹏, 张鸽

2019, 48(05):  177-182. 

摘要 ( 745 )   PDF  

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罐底油泥富含饱和烃、芳香烃、沥青和胶质等多种有机组分，其中的沥青质、胶质等具有较强的粘性，为探究其冷固结铁矾渣制备球团的可能性，及其对铁矾渣中铅、锌、铁的还原与回收效果，进行了系统的工艺条件研究，并通过XRD和SEM-EDS分析了还原机理。结果表明，Fe、Zn、Pb含量分别为26.76%、6.95%和3.01%的铁矾渣，在燕山石化公司的罐底油泥、CaO、汉中锌业有限责任公司的铁矾渣质量比为40∶30∶100、成球压力为10 MPa条件下，可获得抗压强度、落下强度分别为253.33 N、7次的罐底油泥-铁矾渣生球团，经过100 ℃干燥30 min的冷固结球团的抗压强度、落下强度分别为301.67 N、8.67次；冷固结球团在1 250 ℃下直接还原90 min，铅、锌的挥发率分别达81.10 %、99.56 %，并获得铁金属化率为82.86%的焙砂；焙砂经过磨矿（74 μm占66.52%）—中磁选（477.71 kA/m）—再磨（-38 μm占90.80%）—弱磁粗选（207.01 kA/m）—弱磁精选（16.56 kA/m），获得铁品位为90.34%、回收率为14.82%的金属铁粉和铁品位为65.20%、回收率为55.54%的铁精矿，铁总回收率为70.35%。可见，罐底油泥可用作为铁矾渣冷固结球团的粘结剂和还原剂使用。

铜渣转底炉直接还原回收铁锌工艺研究

刘占华, 陈文亮, 丁银贵, 曹志成, 吴道洪, 余文

2019, 48(05):  183-187. 

摘要 ( 877 )   PDF  

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为解决国内某铜渣的开发利用问题，以兰炭为还原剂、白云石为添加剂，采用模拟转底炉直接还原—磨矿—磁选工艺，对有价元素铁、锌的回收及杂质硫的脱除进行了研究。结果表明：在兰炭用量为25%，白云石用量为10%，还原温度为1 300 ℃，还原时间为35 min情况下，直接还原过程的锌脱除率为99.14%，可获得ZnO含量为79.59%的氧化锌粉，金属化球团经磨矿、磁选后，获得了铁品位为92.79%、铁回收率为88.12%、硫含量为0.08%的金属铁粉。机理分析表明，铜渣中的铁橄榄石、磁铁矿相大部分已转变为金属铁相，金属铁颗粒明显聚集长大，最大粒度超过100 μm，且与脉石矿物等存在清晰平滑的界面，有利于后续磨矿、磁选工序得到高品位的金属铁粉。

研山铁矿综合尾矿再选试验及生产实践

周咏, 田艳红

2019, 48(05):  188-191. 

摘要 ( 795 )   PDF  

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研山铁矿综合尾矿铁品位为9.14%，磁性铁分布率为20.13%、赤褐铁分布率为55.91%，铁矿物主要富集在微细粒级，其次是粗粒级。为充分利用选矿厂闲置的原反浮选尾矿选铁系统回收综合尾矿中的铁矿物，进行了选矿试验。结果表明，试样经强磁选预富集—磨矿—弱磁选—1粗1精1扫反浮选流程处理，在高梯度强磁选背景磁感应强度为0.72 T，磨矿细度为-74 μm占90%，弱磁选磁场强度为238 kA/m，反浮选粗选pH调整剂NaOH用量为1 300 g/t（pH=11.5）、抑制剂苛化淀粉用量为840 g/t、活化剂CaO用量为687.5 g/t、捕收剂GK68用量为1 800 g/t，精选GK68用量为900 g/t情况下，可获得铁品位为69.84%、回收率为4.13%的优质铁精矿。改造后的生产实践表明，采用盘式磁选回收机预富集—一段闭路磨矿—浓缩磁选—二段闭路磨矿—弱磁选抛尾—1粗1精3扫闭路反浮选流程处理选矿厂综合尾矿，每年可产出铁品位超过69%的铁精粉约5.5万t，可为企业增加利润1 750万元/a。

脱硫石膏对钢渣制备碳化建材的影响

王雪, 倪文, 李佳洁, 刘冰, 张思奇

2019, 48(05):  192-196. 

摘要 ( 743 )   PDF  

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为了揭示脱硫石膏对钢渣基碳化建材制品性能的影响，研究了不同养护时间、脱硫石膏掺量对试件抗压强度、固碳效果的影响，以及固碳效果对试件抗压强度的影响。结果表明：①脱硫石膏与钢渣的质量比为6.25%时可显著改善钢渣基试件的强度和养护效率，水胶比为0.2，成型压强为9 MPa的试块碳化养护1 d的抗压强度达到32 MPa。②随着脱硫石膏掺量的增加，单位质量试块固碳量降低，而单位质量钢渣固碳量增大。③1 d和3 d的固碳量与抗压强度基本呈正相关关系，这是由于钢渣的水化反应缓慢，对早期强度贡献不大，碳化反应对试块抗压强度尤其是早期强度起关键的促进作用。④成型压强为27 MPa的试件6 h、10 h固碳量分别达1 d固碳量的76.21%和87.54%，养护6 h的试件抗压强度超过25 MPa。因此，试块经过6 h的碳化养护就可以得到符合强度要求的碳化产品。

铁尾矿与碱渣基核壳高强陶粒的制备与性能研究

胡晨光, 邢崇恩, 刘蕾, 贾援, 姚少巍, 封孝信, 宋裕增

2019, 48(05):  197-200. 

摘要 ( 984 )   PDF  

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碱渣和细铁尾矿属污染性大宗固体废弃物，为了确定以它们为主要原料制备高强环保陶粒的可能性，进行了核壳结构烧结陶粒的制备工艺条件研究，并对主要工艺条件下烧结陶粒的矿物成分进行了分析。结果表明：①铁尾矿和碱渣用量增大，煅烧温度升高，煅烧时间延长，核壳结构烧结陶粒的吸水率、膨胀率均升高，筒压强度和堆积密度总体均降低，只是在较低煅烧温度、较短煅烧时间情况下核壳结构烧结陶粒的筒压强度均较低。②铁尾矿用量为70%，碱渣用量为6%，煅烧温度为1 140 ℃，煅烧时间为90 min情况下，核壳结构烧结陶粒的吸水率为1.25%、膨胀率为1.24%、堆积密度为870.3 kg/m3、筒压强度为10.67 MPa，符合国家标准中高强陶粒的要求（吸水率＜10%、堆积密度等级＜900 kg/m³、筒压强度等级＞6.50 MPa）。③该陶粒碎磨产品（0.075~0 mm）氯离子渗出率为0.000 1%，远低于标准中I类砂≤0.01%的要求。④核壳结构烧结陶粒核芯配合料中的碱渣是促进蓝晶石形成的重要原料，蓝晶石是影响该陶粒强度的关键性矿物，升高煅烧温度和延长煅烧时间均能促进陶粒中含氯化合物的形成，防止掺加碱渣的陶粒中氯离子的渗出。