CN107855211B - 一种复杂难选高品位铜硫矿的选矿方法 - Google Patents

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Abstract

本发明公开了一种复杂难选高品位铜硫矿的选矿方法，包括对高品位铜硫矿原矿进行破碎、磨矿、调浆、高品位铜硫矿粗扫选、粗选精矿再磨后精选步骤，本发明通过高效抑制剂XKY‑03选择性强化硫铁矿物的抑制及消除矿浆中难免离子对硫铁矿物的活化，通过高效捕收剂XKP‑03选择性强化对硫化铜矿物的捕收，同时，浮选前采用生石灰与NaOH将矿浆pH调整到强碱性进行浮选，抑制部分硫铁矿物，减轻硫铁矿物对硫化铜矿物浮选的影响，从而高效实现硫化铜矿物与硫铁矿物和脉石矿物的高效分离。本发明具有分离效果好、选矿指标稳定、药剂消耗量少、操作简便、易于现场操作管理的特点，适合复杂难选高品位铜硫矿选矿的新方法，适于推广应用。

Description

一种复杂难选高品位铜硫矿的选矿方法
技术领域
本发明涉及矿物冶金加工技术领域，具体涉及一种复杂难选高品位铜硫矿的选矿方法。
背景技术
铜矿资源作为工业化进程的重要战略资源，在我国矿产资源中占有重要地位。我国铜矿资源主要以硫化铜矿为主，其中铜硫共生是硫化铜石中最为常见的类型，而此类矿石中存在着一种含硫高、含铜高的铜硫矿，硫化铜矿物、硫矿物嵌布粒度不均匀且单体解离度差，硫化铜矿物与硫矿物之间及其与脉石矿物之间相互包裹严重，矿石存在一定的氧化含泥量高等特点，这些因素影响并导致了该铜硫矿是一种复杂难选型矿石，综合利用率不高。虽然近年来在难选硫化铜矿石选矿技术上有一定的发展，但其适应性较差，特别是针对复杂难选高品位铜硫矿石，选矿回收率参差不齐，资源综合回收率偏低。
铜硫分离的实质就是将铜矿物与硫矿物分离，铜硫分离过程中涉及到铜矿物有黄铜矿、辉铜矿、斑铜矿等，硫矿物主要有黄铁矿、磁黄铁矿和白铁矿等。目前生产中最为常见的浮选工艺就是“抑硫浮铜”工艺和“铜硫混浮-铜硫分离”工艺。常在高碱条件下把石灰作为抑制剂实现铜硫分离，但伴随着石灰用量的不断增大，出现管道堵塞、结垢、团结、腐蚀设备、矿山废水不达标等现象。因此，开发出可实现铜硫分离的高效、环保、选择性好的铜捕收剂和硫矿物抑制剂，既符合当前节能环保的国家政策，也可提高矿产资源高效综合回收利用，为企业创造更多的经济效益。
发明内容
本发明要解决的技术问题是提供一种复杂难选高品位铜硫矿的选矿方法，以克服高品位铜硫矿中硫含量大于20％时，导致铜硫矿中铜硫分离困难，且铜选矿指标低的问题，该方法具有分离效果好、流程简单、适应能力强、技术指标良好且稳定、生产成本低等特点。
为解决上述技术问题，本发明采用如下技术方案：一种复杂难选高品位铜硫矿的选矿方法，其特征在于：按以下步骤进行，
1)、将原矿破碎、磨矿，使铜硫矿中的有用矿物与脉石矿物充分单体解离，磨矿至铜硫矿粒度-0.074mm占50～70％；磨矿时按以下比例加入石灰3000～5000g/t、NaOH 1500～2500g/t作为矿浆pH调整剂和抑制剂，加水调浆至矿浆浓度为32～40％，矿浆的pH值为11～12；
2)、往步骤1)磨矿后的矿浆中按100～200g/t加入捕收剂XKP-03，搅拌2-3min；按30～50g/t加入起泡剂2#油，搅拌1-2min，进行第一次铜硫部分混合粗选，粗选时间为6-7min，获得铜硫混合粗精矿Ⅰ和第一次粗选尾矿；
3)、往步骤2)得到的粗选尾矿中按50～100g/t加入捕收剂XKP-03，搅拌2-3min；按15～25g/t加入起泡剂2#油，搅拌1-2min，进行第二次铜硫部分混合粗选，粗选时间为5-6min，获得铜硫混合粗精矿Ⅱ和第二次粗选尾矿；
4)、往步骤3)得到的粗选尾矿中按25～50g/t加入捕收剂XKP-03，搅拌2-3min，进行第三次粗选，粗选时间为3-4min，获得铜硫混合粗选精矿Ⅲ和第三次粗选尾矿；
5)、往步骤4)得到的粗选尾矿中按10～20g/t加入捕收剂XKP-03，搅拌2-3min，进行第四次粗选，粗选时间为3-4min，获得铜硫混合粗精矿Ⅳ和全流程浮选尾矿；
6)、将步骤2)、3)、4)、5)中得到的铜硫粗选混合精矿合并进行再磨，再磨至-0.038mm占80～90％，加水调降至矿浆浓度为25～30％；
7)、将步骤6)中再磨后的铜硫混合粗精矿进入铜硫分离作业，添加石灰3000～5000g/t，搅拌3-4min，调节矿浆pH值为12～13；按60～80g/t加入抑制剂XKY-03，搅拌2-3min；按25～40g/t加入捕收剂XKP-03，搅拌2-3min分钟，进行浮选，浮选时间为6-8min，获得铜粗精矿和粗选尾矿；
8)、将步骤7)中的铜硫分离粗选精矿进行铜硫分离精选，添加石灰800～1200g/t，搅拌2-3min，进行浮选，浮选时间为6-7min，获得铜精矿和精选中矿；铜硫分离粗选尾矿按20～30g/t添加捕收剂XKP-03，搅拌2-3min，进行一次扫选，获得扫选中矿和硫精矿；
9)、将步骤8)中的铜硫分离精选中矿和铜硫分离扫选尾矿合并后，返回铜硫分离粗选作业形成闭路循环。
其中，该高品位铜硫矿中硫化铜矿物以辉铜矿为主，辉铜矿的质量百分数在2.5-3.2％之间，硫铁矿矿物以黄铁矿和磁黄铁矿为主，其中含硫的质量百分数在20-32％之间。
优选地，石灰、NaOH作为矿浆pH调整剂和抑制剂，在一次铜硫部分混合粗选、二次铜硫部分混合粗选、三次铜硫部分混合粗选、四次铜硫部分混合粗选、铜硫分离粗选、铜硫分离精选和铜硫分离扫选中，XKP-03为捕收剂；在一次铜硫部分混合粗选和二次铜硫部分混合粗选中，2#油为起泡剂；铜硫分离粗选中，抑制剂XKY-03为腐殖酸钠、高锰酸钾、巯基乙酸钠的组合物。
进一步地，所述抑制剂XKY-03为腐殖酸钠、高锰酸钾与巯基乙酸钠的组合物，三者按质量比为(5.0-6.0)∶(2.0-3.0)∶(0.5-1.0)的配比混合，在常温常压下搅拌20-30min制取。
进一步地，捕收剂为XKP-03为O-异丙基-N-乙基硫逐氨基甲酸酯、二丁基二硫代磷酸铵与十二烷基二硫醇按质量比(3.0-3.5)∶(1.5-2.0)∶(0.5-1.0)的配比混合，在常温常压下搅拌50-60min制取。
本发明的主要特点在于：
第一，粗选工艺流程为四次粗选，四次粗选获得的铜硫混合粗精矿合并后，进入再磨作业，再进行铜硫分离作业，有利于提高铜粗精矿中铜品位，降低硫品位，以利于后续选别作业的进行；
第二，本发明在分选过程中，采用了阶段磨矿、阶段分选的方案，这样可以使得铜硫矿不容易产生过粉碎现象，达到早收多收的目的；
第三，本发明采用的抑制剂由腐殖酸钠、高锰酸钾、巯基乙酸钠混合制取，抑制剂XKY-03用量少，能抑制被Cu2+活化的硫铁矿物，并络合矿浆中铜、铅、铁等离子，降低矿浆中难免离子的浓度以减轻矿石中含有的次生铜矿物产生的Cu2+对硫铁矿物的活化作用，实现铜硫矿物的高效分选；抑制剂中的腐殖酸钠分子中含有-OH、-CH2O、-COOH、-NH2等大量的极性基团，在水中可以与多种金属离子形成金属螯合物，从而减少了矿浆中对硫铁矿物有活化能力的离子浓度，降低捕收剂在硫铁矿物表面的吸附作用，提高高品位铜硫矿中铜的选别指标；抑制剂中的高锰酸钾通过氧化作用调节矿浆的电位，使硫铁矿物表面在氧化作用下生成亲水物质，以达到抑制硫铁矿物的作用，抑制剂中的巯基乙酸钠分子中含有-SH、-COONa两个极性基团，在矿物表面形成亲水性薄膜，从而达到抑制硫铁矿物的作用；抑制剂中各组分在浮选过程中，既发挥自身的优势又互相协同作用，功能互补，强化了对硫铁矿物的抑制作用；本发明所采用的高效捕收剂XKP-03浮选硫化铜矿物，对硫化铜矿物的选择性和捕收能力强，可避免硫铁矿物的上浮而影响铜精矿的品位，实现了复杂难选高品位铜硫矿中硫化铜矿物的高效回收，为硫化铜矿物选矿指标的提高和生产成本的降低提供了很好的技术支撑，这一创造性的思想和组合使用的各种药剂及成套技术形成一种适应能力强、回收指标高、生产成本低的复杂难选高品位铜硫矿的选矿新方法。
与现有技术相比，本发明的主要优点在于：
第一，通过优化铜硫部分混合粗选工艺流程，即四次部分混合粗选作业，获得的四次铜硫混合粗精矿合并后，进入后续选矿作业，有利于提高后续选别作业中铜入选品位及回收率，降低铜硫混合粗精矿中硫品位；
第二，通过优化磨矿工艺流程，即一段磨矿、铜硫混合粗精矿再磨，以利于矿石中硫化铜矿物充分单体解离又不至于过磨，从而为后续浮选作业创造有利条件；
第三，发明了高效捕收剂XKP-03，解决了铜硫分离过程中因捕收剂选择性差而导致铜硫分离困难、铜选矿指标差的难题；
第四，发明了高效分离抑制剂XKY-03，解决了铜硫矿物高效分离的难题；
第五，各类药剂及成套技术作为一个整体分析复杂难选高品位铜硫矿石，不仅工艺技术简单、适应性及可操作性强，而且选矿指标优越，生产成本低，有利于节能环保。
附图说明
图1为本发明工艺流程图。
具体实施方式
下面结合具体实施例及如图1所示的工艺流程做进一步说明：
实施例1，原矿品位为Cu 2.53％、S 25.19％，属高品位铜硫矿石。该矿石矿物组成较复杂，金属矿物有辉铜矿、蓝辉铜矿、黄铜矿、黄铁矿、磁黄铁矿、褐铁矿等。脉石矿物以多水高岭石为主，次为绢云母、钾长岩、绿泥石等。铜矿物嵌布比较复杂，多与黄铁矿、多水高岭石连生，其嵌布粒度细微，单体解离度差。
将30g O-异丙基-N-乙基硫逐氨基甲酸酯、15g二丁基二硫代磷酸铵和10g十二烷基二硫醇混合，在常温常压下以烧杯做容器、磁力搅拌器搅拌50min得到捕收剂XKP-03。
将50g腐殖酸钠、25g高锰酸钾、5g巯基乙酸钠混合，常温常压下以烧杯做容器、磁力搅拌器搅拌20min得到抑制剂XKY-03。
工艺流程的具体步骤为：
1)将原矿破碎、磨矿，使铜硫矿中的有用矿物与脉石矿物充分单体解离，磨矿至铜硫矿粒度-0.074mm占55％；磨矿时加入石灰3500g/t、NaOH 1500g/t作为矿浆pH调整剂和抑制剂，加水调浆至矿浆浓度为33％，矿浆的pH值为11～12；
2)往步骤1)磨矿后的矿浆中加入捕收剂XKP-03为100g/t，搅拌3min，加入起泡剂2#油30g/t，搅拌2min，进行第一次铜硫部分混合粗选，粗选时间为6min，获得铜硫混合粗精矿Ⅰ和第一次粗选尾矿；
3)往步骤2)得到的粗选尾矿中加入捕收剂XKP-03为50g/t，搅拌3min，加入起泡剂2#油15g/t，搅拌2min，进行第二次铜硫部分混合粗选，粗选时间为5min，获得铜硫混合粗精矿Ⅱ和第二次粗选尾矿；
4)往步骤3)得到的粗选尾矿加入捕收剂XKP-03为25g/t，搅拌3min，进行第三次粗选，粗选时间为3min，获得铜硫混合粗选精矿Ⅲ和第三次粗选尾矿；
5)往步骤4)得到的粗选尾矿中加入捕收剂XKP-03为10g/t，搅拌3min，进行第四次粗选，粗选时间为3min，获得铜硫混合粗精矿Ⅳ和全流程浮选尾矿；
6)将步骤2)、3)、4)、5)中得到的铜硫粗选混合精矿合并进行再磨，再磨至-0.038mm占80％，加水调降至矿浆浓度为25％；
7)将步骤6)中再磨后的铜硫混合粗精矿进入铜硫分离作业，添加石灰3000g/t，搅拌3min，调节矿浆pH值为12～13，加入抑制剂XKY-03为60g/t，搅拌2min，加入捕收剂XKP-03为25g/t，搅拌2min分钟，进行浮选，浮选时间为6min，获得铜粗精矿和粗选尾矿；
8)将步骤7)中的铜硫分离粗选精矿进行铜硫分离精选，添加石灰800g/t，搅拌2min，进行浮选，浮选时间为6min，获得铜精矿和精选中矿；铜硫分离粗选尾矿添加捕收剂XKP-03为20g/t，搅拌2min，进行一次扫选，获得扫选中矿和硫精矿；
9)将步骤8)中的铜硫分离精选中矿和铜硫分离扫选尾矿合并后，返回铜硫分离粗选作业形成闭路循环。
实施例2，原矿品位为Cu 2.82％、S 28.26％，属高品位铜硫矿石。该矿石矿物组成较复杂，金属矿物有辉铜矿、蓝辉铜矿、黄铜矿、黄铁矿、磁黄铁矿、褐铁矿等。脉石矿物以多水高岭石为主，次为绢云母、钾长岩、绿泥石等。铜矿物嵌布比较复杂，多与黄铁矿、多水高岭石连生，其嵌布粒度细微，单体解离度差。
将35g O-异丙基-N-乙基硫逐氨基甲酸酯、20g二丁基二硫代磷酸铵和5g十二烷基二硫醇混合，在常温常压下以烧杯做容器、磁力搅拌器搅拌50min得到捕收剂XKP-03。
将60g腐殖酸钠、30g高锰酸钾和10g巯基乙酸钠混合，常温常压下以烧杯做容器、磁力搅拌器搅拌20min得到抑制剂XKY-03。
具体实施步骤如下：
1)将原矿破碎、磨矿，使铜硫矿中的有用矿物与脉石矿物充分单体解离，磨矿至铜硫矿粒度-0.074mm占60％；磨矿时加入石灰4000g/t、NaOH 2000g/t作为矿浆pH调整剂和抑制剂，加水调浆至矿浆浓度为35％，矿浆的pH值为11～12；
2)往步骤1)磨矿后的矿浆中加入捕收剂XKP-03为120g/t，搅拌3min，加入起泡剂2#油35g/t，搅拌2min，进行第一次铜硫部分混合粗选，粗选时间为6min，获得铜硫混合粗精矿Ⅰ和第一次粗选尾矿；
3)往步骤2)得到的粗选尾矿中加入捕收剂XKP-03为60g/t，搅拌3min，加入起泡剂2#油20g/t，搅拌2min，进行第二次铜硫部分混合粗选，粗选时间为5min，获得铜硫混合粗精矿Ⅱ和第二次粗选尾矿；
4)往步骤3)得到的粗选尾矿加入捕收剂XKP-03为30g/t，搅拌3min，进行第三次粗选，粗选时间为4min，获得铜硫混合粗选精矿Ⅲ和第三次粗选尾矿；
5)往步骤4)得到的粗选尾矿中加入捕收剂XKP-03为15g/t，搅拌3min，进行第四次粗选，粗选时间为4min，获得铜硫混合粗精矿Ⅳ和全流程浮选尾矿；
6)将步骤2)、3)、4)、5)中得到的铜硫粗选混合精矿合并进行再磨，再磨至-0.038mm占85％，加水调降至矿浆浓度为28％；
7)将步骤6)中再磨后的铜硫混合粗精矿进入铜硫分离作业，添加石灰4000g/t，搅拌4min，调节矿浆pH值为12～13，加入抑制剂XKY-03为70g/t，搅拌3min；加入捕收剂XKP-03为35g/t，搅拌3min分钟，进行浮选，浮选时间为7min，获得铜粗精矿和粗选尾矿；
8)将步骤7)中的铜硫分离粗选精矿进行铜硫分离精选，添加石灰1000g/t，XKY-03为35g/t，搅拌3min，加入进行浮选，浮选时间为7min，获得铜精矿和精选中矿；铜硫分离粗选尾矿添加捕收剂XKP-03为25g/t，搅拌3min，进行一次扫选，获得扫选中矿和硫精矿；
9)将步骤8)中的铜硫分离精选中矿和铜硫分离扫选尾矿合并后，返回铜硫分离粗选作业形成闭路循环。
实施例3，原矿品位为Cu 3.12％、S 31.85％，属高硫铁硫化铜矿石。该矿石矿物组成较复杂，金属矿物有辉铜矿、蓝辉铜矿、黄铜矿、黄铁矿、磁黄铁矿、褐铁矿等。脉石矿物以多水高岭石为主，次为绢云母、钾长岩、绿泥石等。铜矿物嵌布比较复杂，多与黄铁矿、多水高岭石连生，其嵌布粒度细微，单体解离度差。
将33g O-异丙基-N-乙基硫逐氨基甲酸酯、18g二丁基二硫代磷酸铵、7g十二烷基二硫醇混合，在常温常压下以烧杯做容器、磁力搅拌器搅拌50min得到捕收剂XKP-03。
将55g腐殖酸钠、28g高锰酸钾、7g巯基乙酸钠混合，常温常压下以烧杯做容器、磁力搅拌器搅拌20min得到抑制剂XKY-03。
具体实施步骤如下：
1)将原矿破碎、磨矿，使铜硫矿中的有用矿物与脉石矿物充分单体解离，磨矿至铜硫矿粒度-0.074mm占65％；磨矿时加入石灰5000g/t、NaOH 2000g/t作为矿浆pH调整剂和抑制剂，加水调浆至矿浆浓度为37％，矿浆的pH值为11～12；
2)往步骤1)磨矿后的矿浆中加入捕收剂XKP-03为140g/t，搅拌3min，加入起泡剂2#油40g/t，搅拌2min，进行第一次铜硫部分混合粗选，粗选时间为7min，获得铜硫混合粗精矿Ⅰ和第一次粗选尾矿；
3)往步骤2)得到的粗选尾矿中加入捕收剂XKP-03为70g/t，搅拌3min，加入起泡剂2#油25g/t，搅拌1-2min，进行第二次铜硫部分混合粗选，粗选时间为6min，获得铜硫混合粗精矿Ⅱ和第二次粗选尾矿；
4)往步骤3)得到的粗选尾矿加入捕收剂XKP-03为35g/t，搅拌3min，进行第三次粗选，粗选时间为4min，获得铜硫混合粗选精矿Ⅲ和第三次粗选尾矿；
5)往步骤4)得到的粗选尾矿中加入捕收剂XKP-03为20g/t，搅拌3min，进行第四次粗选，粗选时间为4min，获得铜硫混合粗精矿Ⅳ和全流程浮选尾矿；
6)将步骤2)、3)、4)、5)中得到的铜硫粗选混合精矿合并进行再磨，再磨至-0.038mm占90％，加水调降至矿浆浓度为30％；
7)将步骤6)中再磨后的铜硫混合粗精矿进入铜硫分离作业，添加石灰5000g/t，搅拌4min，调节矿浆pH值为12～13，加入抑制剂XKY-03为80g/t，搅拌3min；加入捕收剂XKP-03为40g/t，搅拌3min分钟，进行浮选，浮选时间为8min，获得铜粗精矿和粗选尾矿；
8)将步骤7)中的铜硫分离粗选精矿进行铜硫分离精选，添加石灰1200g/t，XKY-03为40g/t，搅拌3min，进行浮选，浮选时间为7min，获得铜精矿和精选中矿；铜硫分离粗选尾矿添加捕收剂XKP-03为30g/t，搅拌3min，进行一次扫选，获得扫选中矿和硫精矿；
9)将步骤8)中的铜硫分离精选中矿和铜硫分离扫选尾矿合并后，返回铜硫分离粗选作业形成闭路循环。
各步骤中所使用的捕收剂、起泡剂均以原液添加；实施例药剂用量均按每吨原矿计。
表1为实施例闭路试验结果
Figure GDA0002229418320000091
以上已将本发明做一详细说明，以上所述，仅为本发明之较佳实施例而已，当不能限定本发明实施范围，即凡依本申请范围所作均等变化与修饰，皆应仍属本发明涵盖范围内。

Claims (4)

1.一种复杂难选高品位铜硫矿的选矿方法，其特征在于：按以下步骤进行，
1)、将原矿破碎、磨矿，使铜硫矿中的有用矿物与脉石矿物充分单体解离，磨矿至铜硫矿粒度-0.074mm占50～70％；磨矿时按以下比例加入石灰3000～5000g/t、NaOH 1500～2500g/t作为矿浆pH调整剂和抑制剂，加水调浆至矿浆浓度为32～40％，矿浆的pH值为11～12；
2)、往步骤1)磨矿后的矿浆中按100～200g/t加入捕收剂XKP-03，搅拌2-3min；按30～50g/t加入起泡剂2#油，搅拌1-2min，进行第一次铜硫部分混合粗选，粗选时间为6-7min，获得铜硫混合粗精矿Ⅰ和第一次粗选尾矿；
3)、往步骤2)得到的粗选尾矿中按50～100g/t加入捕收剂XKP-03，搅拌2-3min；按15～25g/t加入起泡剂2#油，搅拌1-2min，进行第二次铜硫部分混合粗选，粗选时间为5-6min，获得铜硫混合粗精矿Ⅱ和第二次粗选尾矿；
4)、往步骤3)得到的粗选尾矿中按25～50g/t加入捕收剂XKP-03，搅拌2-3min，进行第三次粗选，粗选时间为3-4min，获得铜硫混合粗选精矿Ⅲ和第三次粗选尾矿；
5)、往步骤4)得到的粗选尾矿中按10～20g/t加入捕收剂XKP-03，搅拌2-3min，进行第四次粗选，粗选时间为3-4min，获得铜硫混合粗精矿Ⅳ和全流程浮选尾矿；
6)、将步骤2)、3)、4)、5)中得到的铜硫粗选混合精矿合并进行再磨，再磨至-0.038mm占80～90％，加水调降至矿浆浓度为25～30％；
7)、将步骤6)中再磨后的铜硫混合粗精矿进入铜硫分离作业，添加石灰3000～5000g/t，搅拌3-4min，调节矿浆pH值为12～13；按60～80g/t加入抑制剂XKY-03，搅拌2-3min；按25～40g/t加入捕收剂XKP-03，搅拌2-3min分钟，进行浮选，浮选时间为6-8min，获得铜粗精矿和粗选尾矿；
8)、将步骤7)中的铜硫分离粗选精矿进行铜硫分离精选，添加石灰800～1200g/t，搅拌2-3min，进行浮选，浮选时间为6-7min，获得铜精矿和精选中矿；铜硫分离粗选尾矿按20～30g/t添加捕收剂XKP-03，搅拌2-3min，进行一次扫选，获得扫选中矿和硫精矿；
9)、将步骤8)中的铜硫分离精选中矿和铜硫分离扫选尾矿合并后，返回铜硫分离粗选作业形成闭路循环；
铜硫分离粗选中，抑制剂XKY-03为腐殖酸钠、高锰酸钾、巯基乙酸钠的组合物；
捕收剂为XKP-03为O-异丙基-N-乙基硫逐氨基甲酸酯、二丁基二硫代磷酸铵与十二烷基二硫醇按质量比(3.0-3.5)∶(1.5-2.0)∶(0.5-1.0)的配比混合，在常温常压下搅拌50-60min制取。
2.根据权利要求1所述的复杂难选高品位铜硫矿的选矿方法，其特征在于：该高品位铜硫矿中硫化铜矿物以辉铜矿为主，辉铜矿的质量百分数在2.5-3.2％之间，硫铁矿矿物以黄铁矿和磁黄铁矿为主，其中含硫的质量百分数在20-32％之间。
3.根据权利要求1所述的复杂难选高品位铜硫矿的选矿方法，其特征在于：石灰、NaOH作为矿浆pH调整剂和抑制剂，在一次铜硫部分混合粗选、二次铜硫部分混合粗选、三次铜硫部分混合粗选、四次铜硫部分混合粗选、铜硫分离粗选、铜硫分离精选和铜硫分离扫选中，XKP-03为捕收剂；在一次铜硫部分混合粗选和二次铜硫部分混合粗选中，2#油为起泡剂。
4.根据权利要求1所述的复杂难选高品位铜硫矿的选矿方法，其特征在于：所述抑制剂XKY-03为腐殖酸钠、高锰酸钾与巯基乙酸钠的组合物，三者按质量比为(5.0-6.0)∶(2.0-3.0)∶(0.5-1.0)的配比混合，在常温常压下搅拌20-30min制取。
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