CN113333177B

CN113333177B - 含次生铜的硫化铜矿分离用组合抑制剂及分离方法

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Publication number: CN113333177B
Application number: CN202110550310.0A
Authority: CN
Inventors: 于传兵; 刘志国; 王传龙
Original assignee: China ENFI Engineering Corp
Current assignee: China ENFI Engineering Corp
Priority date: 2021-05-20
Filing date: 2021-05-20
Publication date: 2022-11-18
Anticipated expiration: 2041-05-20
Also published as: CN113333177A

Abstract

本发明公开了一种含次生铜的硫化铜矿分离用组合抑制剂及分离方法。本发明提供的组合抑制剂是将过碳酸钠和腐殖酸盐按比例配比混合而成。本发明通过采用所述添加组合抑制剂可消除次生铜的影响，抑制硫铁矿，可达到低碱度下铜硫高效分离目的，并可取得较好的技术指标；可解决现有技术中分离时所需石灰抑制剂和辅助抑制剂用量大，且效果不明显对环境影响大的问题。

Description

含次生铜的硫化铜矿分离用组合抑制剂及分离方法

技术领域

本发明涉及矿物冶金加工技术领域，特别是涉及一种含次生铜的硫化铜矿分离用组合抑制剂及分离方法，以实现次生铜的硫化铜矿的低碱度、高效、清洁的分离效果。

背景技术

在硫化铜矿石选矿中，除铜矿物(包括黄铜矿、辉铜矿、铜蓝、斑铜矿等)外，其他矿物一般为硫铁矿(包括黄铁矿、磁黄铁矿、白铁矿等)、赤铁矿、磁铁矿，脉石主要为石英、长石、绢云母、伊利石、绿泥石、角闪石、硬石膏、黑云母、透辉石及铁白云石等。铜矿物和硫铁矿是回收的主要目的矿物，铜硫浮选分离是该类矿石选矿的主要技术难题。而辉铜矿和铜蓝是最常见的次生铜矿物，他们容易被氧化和溶解，使矿浆中出现大量的Cu²⁺，Cu²⁺会活化硫铁矿，使得铜硫分离变得很困难。

目前常用的铜硫分离技术是采用石灰做抑制剂，抑制硫铁矿浮选铜矿物，单一石灰抑制剂工艺存在的问题为：(1)在矿浆中加入大量石灰，石灰用量一般为几公斤至十几公斤(对原矿)，能够促进矿浆中粘土矿物颗粒与硫化铜矿物颗粒异相凝聚，不利于矿物颗粒的分散与浮选分离；(2)大量的石灰对黄铜矿、斑铜矿等铜矿物有的可浮性有较大影响；(3)石灰用量较大，出现管道堵塞、结垢、腐蚀设备，尤其是当石灰造成矿山废水因pH值过高不达标等现象。

现有技术中，有时还采用辅助抑制剂如亚硫酸钠、腐殖酸钠、焦亚硫酸钠、木质素、次氯酸盐、氰化物等作为辅助抑制与石灰组合抑制硫铁矿，上述常规抑制剂在浮选中应用的具体工艺流程如图1所示；该工艺虽然在一定程度上提高铜硫分离的效果，但是存在诸多弊端；例如，石灰的用量难以大幅度降低，辅助抑制的用量较大且效果不明显，或对环境有一定的污染，铜硫分离效果不理想，不利于矿石中金银矿物的综合回收等。

因此，开发出可实现含次生铜的硫化铜矿高效、低碱度、清洁的铜硫分离的技术，既符合当前节能环保的国家政策，也促进矿产资源高效综合回收利用，具有重要现实意义。

发明内容

基于上述问题，本发明的目的在于提供一种含次生铜的硫化铜矿分离用组合抑制剂及分离方法。本发明针对含次生铜的硫化铜矿石，通过添加组合抑制剂消除次生铜的影响，抑制硫铁矿，达到低碱度下铜硫分离，并取得较好的技术指标的目的。本发明可解决现有技术中分离时所需石灰抑制剂和辅助抑制剂用量大，且效果不明显对环境影响大的问题。

本发明的上述目的是通过以下技术方案实现的：

根据本发明的一个方面，本发明提供的一种含次生铜的硫化铜矿分离用组合抑制剂，包括：过碳酸钠和腐殖酸盐。其中，所述过碳酸钠和腐殖酸盐的质量比为(70.0～95.0)∶(5.0～30.0)。所述腐殖酸盐为腐殖酸钙盐、腐殖酸钠盐、腐殖酸铵盐、腐殖酸钾盐中的一种或多种的混合物。进一步地，如采取两种及以上腐殖酸盐，可为任意比例混合。

优选地，所述过碳酸钠和腐殖酸盐的质量比为(75.0～90.0)∶(10.0～25.0)。

可选地，所述组合抑制剂是在常温常压下，将过碳酸钠和腐殖酸盐按所述质量比配比混合，并搅拌混匀30～60min制备得到。

根据本发明的另一个方面，本发明提供的一种含次生铜的硫化铜矿分离方法，所述分离方法包括：在磨矿处理和粗选精矿再磨处理过程中添加所述组合抑制剂，作为抑制剂或矿浆pH调整剂。进一步地，所述组合抑制剂用量与矿浆重量比为(0.01～0.3)：1000。

可选地，所述分离方法还包括：在铜硫分离精选过程中添加所述组合抑制剂，作为抑制剂或矿浆pH调整剂。

可选地，所述磨矿处理过程中，加入所述组合抑制剂，将磨矿后的矿石进行调浆至质量浓度为15％～45％，矿浆的pH值为7～8.5；其中，所述组合抑制剂用量与矿浆重量比为：(0.01～0.2)：1000。以进行硫铁矿的抑制，及Cu²⁺、Fe²⁺、Fe³⁺的消除反应。

可选地，所述粗选精矿再磨处理过程中，添加所述组合抑制剂和石灰，搅拌3～20min，控制矿浆pH值为9～11.5；其中，所述粗选精矿再磨处理过程中，所述组合抑制剂用量与矿浆重量比为：(0.02～0.3)：1000；所述石灰用量与矿浆重量比为(0.1～0.8)：1000，以进行硫铁矿及Cu²⁺、Fe²⁺、Fe³⁺的消除反应。优选地，所述石灰用量与矿浆重量比为(0.1～0.6)：1000。

可选地，所述铜硫分离精选过程中，添加所述组合抑制剂，搅拌3～10min，浮选4～6min，获得铜精矿；其中，所述组合抑制剂用量与矿浆重量比为：(0.01～0.05)：1000。

本发明含次生铜的硫化铜矿分离用组合抑制剂的作用原理如下：

硫化铜矿分离过程中添加石灰能提高矿浆的pH值，造成硫铁矿的可浮性迅速下降；另外，Ca²⁺和[CaOH]⁺能选择地吸附于硫矿物表面，改变其表面电性和增强亲水性，从而可浮性降低。

本发明组合抑制剂中的腐殖酸盐分子中含有-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，其中与Fe³⁺、Fe²⁺,作用最强，其次为Cu² ⁺、Zn²⁺、Mn²⁺、Ni²⁺等，减少了矿浆中对硫铁矿物有活化能力的离子浓度，从而消除Fe³⁺、Fe²⁺、Cu²⁺等对硫铁矿的活化作用。

本发明组合抑制剂中的过碳酸钠，在矿浆中与水发生如下反应：

Na₂CO₄+H₂O＝Na₂CO₃+H₂O₂；

2H₂O₂+3Fe²⁺＝2H₂O+2Fe³⁺+O₂↑；

Fe³⁺+3OH-＝Fe(OH)₃↓。

本发明组合抑制剂中的过碳酸钠与水反应生成碳酸钠和H₂O₂，H₂O₂是强氧化剂，一方面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；另一方面，将矿浆中的Fe²⁺氧化成Fe³⁺，在碱性矿浆中更容易生Fe(OH)₃沉淀，从而消除Fe²⁺对硫矿物的活化作用。

本发明组合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，强化了对硫铁矿和易浮脉石的抑制作用；本发明所采用的组合抑制剂EF1309A浮选含次生铜的硫化铜矿物，可在降低的矿浆pH值下抑制黄硫铁矿，实现了含次生铜的铜硫矿低碱度下清洁分离，为硫化铜矿物选矿指标的提高和选矿废水达标排放提供了很好的技术支撑。本发明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、环保清洁的含次生铜的铜硫矿的选矿新方法。

与现有技术相比，本发明的有益效果如下：

本发明含次生铜的硫化铜矿分离用组合抑制剂，具有无毒、环保，对环境几乎无不利影响，易降解的优点。该组合抑制剂应用在硫化铜矿分离中，能有效地螯合铜离子、铁离子、亚铁离子等，消除这些离子对硫铁矿物的活化作用，从而实现硫化铜矿物与硫铁矿物的高效分离。

本发明含次生铜的硫化铜矿分离方法，通过采用组合抑制剂与多种金属离子的螯合物作用、对硫铁矿的氧化作用、调节矿浆的电位的作用，消除矿浆中的金属离子对硫铁矿物的活化作用，促使硫铁矿物表面生成亲水物质，以达到抑制硫铁矿物的作用，从而实现了含次生铜的硫化铜矿低碱度、高效且清洁的铜硫分离，解决了低碱度下铜硫分离的技术难题和选矿废水的环境问题。本发明所述方法具有分离效果好、选矿指标稳定、药剂消耗量少、较传统抑制剂清洁环保，操作使用简单、适应能力强、技术指标良好且稳定、药剂绿色环保等优点，适合复杂难选铜硫矿选矿，适于推广应用。

具体地，体现在以下几个方面：

1、本发明浮选前不需要采用生石灰或NaOH将矿浆pH调整到强碱性，本发明在磨矿处理、粗选精矿再磨处理、以及铜硫分离精选过程中添加组合抑制剂，其中在粗选精矿再磨处理过程中只需少量石灰。本发明大幅度降低了石灰用量，与传统相比，可减少70％以上，选矿废水pH值由传统石灰工艺的11.3以上降低至9.0以下。

2、本发明通过添加组合抑制剂EF1309A，强化对硫铁矿物的抑制及消除矿浆中Cu² ⁺、Fe²⁺、Fe³⁺对硫铁矿物的活化，通过异丁基钠黑药等捕收剂选择性对硫化铜矿物的捕收，从而提高了铜硫分离效率，得到的精矿品质高，铜品位和铜回收率均可提高2个百分点以上。

3、本发明通过添加组合抑制剂EF1309A有利于矿石中金银的综合回收。金的回收率可提高10个百分点以上。

4、本发明该组合抑制剂无毒、环保，对环境几乎无不利影响，易降解。

附图说明

图1是常规抑制剂在浮选中应用的工艺流程示意图；

图2是本发明组合抑制剂在浮选中应用的工艺流程示意图。

具体实施方式

下面将结合本发明实施例中的附图，对本发明实施例中的技术方案进行清楚、完整地描述，显然，所描述的实施例仅仅是本发明一部分实施例，而不是全部的实施例。以下对至少一个示例性实施例的描述实际上仅仅是说明性的，决不作为对本发明及其应用或使用的任何限制。基于本发明中的实施例，本领域普通技术人员在没有作出创造性劳动前提下所获得的所有其他实施例，都属于本发明保护的范围。

本发明提供的一种含次生铜的硫化铜矿用组合抑制剂EF1309A，所述组合抑制剂为组合物包括过碳酸钠和腐殖酸盐；其中，所述腐殖酸盐包括含钙盐、钠盐、铵盐、钾盐等可溶性盐中的一种或多种。所述组合抑制剂

所述组合抑制剂是将过碳酸钠和腐殖酸盐按照质量比为(70.0～95.0)∶(5.0～30.0)的配比混合，在常温常压下，搅拌、混匀30～60min制备得到。更优选地，所述过碳酸钠和腐殖酸盐的质量比优选范围为(75～90)∶(10～25)。本发明中，如腐殖酸盐的比例过高(或者过碳酸钠比例过低)，组合抑制剂将表现出对铜矿物的抑制剂作用，影响铜回收率；如腐殖酸盐的比例过低(或者过碳酸钠比例过高)，组合抑制剂将不能有效地消除次生铜的影响，表现出对硫矿物的抑制剂作用较弱，影响铜精矿品位。

本发明提供的一种含次生铜的硫化铜矿分离方法，可以包括：对铜硫矿原矿进行破碎、磨矿、调浆、铜硫矿粗扫选、粗选精矿再磨、再磨后铜硫分离精选等步骤。其中，在磨矿处理、粗选精矿再磨处理、以及铜硫分离精选过程中添加所述组合抑制剂EF1309A作为抑制剂或矿浆pH调整剂，可在降低的矿浆pH值下抑制黄硫铁矿，实现含次生铜的铜硫矿低碱度下、高效、清洁分离，为硫化铜矿物选矿指标的提高和选矿废水达标排放提供了很好的技术支撑。

图2示意性地示出了本发明组合抑制剂在浮选中应用的工艺流程，同时，示意性示出了本发明提供的一种含次生铜的硫化铜矿分离方法的流程。如图2所示，所述含次生铜的硫化铜矿分离方法，具体包括：

(1)、将原矿破碎、磨矿，使铜硫矿中的有用矿物与脉石矿物较好单体解离，磨矿至粒度-0.074mm占50～90％；磨矿时加入组合抑制剂EF1309A，优选用量为20～150g/t(EF1309A与矿浆重量比可以为0.01～0.1：1000，即用量可以为10～200g/t))，将磨矿后的矿石进行调浆至质量浓度为15％～45％，矿浆的pH值为7～8.5。其中，该铜硫矿中硫化铜矿物以黄铜矿、辉铜矿、斑铜矿为主，黄铜矿、辉铜矿、斑铜矿的质量百分数分别在0.5～6％、0.2～4％、0.1～1.5％之间；硫铁矿矿物为黄铁矿、磁黄铁矿和白铁矿，其中含硫矿物的质量百分数在2～30％之间。

(2)、往步骤(1)磨矿后的矿浆中按20～100g/t加入捕收剂异丁基钠黑药，搅拌2～3min；按10～80g/t加入起泡剂甲基异丁基甲醇，搅拌2～3min，进行一次铜硫部分混合粗选I，粗选时间为4～8min，获得铜硫混合粗精矿Ⅰ和第一次粗选尾矿。

(3)、往步骤(2)得到的第一次粗选尾矿中按10～100g/t加入捕收剂丁基黄药，搅拌2～3min；按5～30g/t加入起泡剂甲基异丁基甲醇，搅拌2～3min，进行第二次铜硫部分混合粗选II，粗选时间为4～6min，获得铜硫混合粗精矿Ⅱ和第二次粗选尾矿。

(4)、往步骤(3)得到的第二次粗选尾矿中按5～20g/t加入捕收剂丁基黄药，搅拌2～3min，进行第三次铜硫部分混合粗选III，粗选时间为2～4min，获得铜硫混合粗精矿Ⅲ和全流程浮选尾矿Ⅰ。

(5)、将步骤(2)、(3)、(4)中得到的铜硫混合粗精矿I、II、III合并，采用水力旋流器分级，分级粒度为0.038mm，旋流器溢流直接进入铜硫分离作业，旋流器沉沙进入球磨机再磨；再磨时添加石灰100～800g/t、EF1309A 20～300g/t，搅拌3～20min，控制矿浆pH值为9～11.5；再磨至-0.043mm占70～90％，旋流器溢流调浆至矿浆质量浓度为25～30％，得到再磨后铜硫混合粗精矿。

(6)、将步骤(5)中再磨后铜硫混合粗精矿进入铜硫分离作业。按5～40g/t加入捕收剂异丁基钠黑药，搅拌2～3min分钟，进行浮选，浮选时间为6～8min，获得铜硫分离一次精矿和铜硫分离粗选尾矿。

(7)、将步骤(6)中的铜硫分离粗一次精矿进行铜硫分离精选，添加组合抑制剂EF1309A 10～50g/t，搅拌3～10min，进行浮选，浮选时间为4～6min，获得铜精矿和精选中矿。步骤(6)中的铜硫分离粗选尾矿按5～20g/t添加捕收剂丁基黄药，搅拌2～3min，进行两次精扫选I和II，获得扫选中矿和全流程浮选尾矿Ⅱ。

(8)、将铜硫分离精选中矿和铜硫分离扫选中矿按顺序返回上道作业，形成闭路循环。具体地，将步骤(7)中铜硫分离精选得到的精选中矿和精扫选I得到的扫选中矿返回步骤(7)再次进行铜硫分离精选；将步骤(7)精扫选II得到的精扫选中矿返回步骤(7)中再次进行两次精扫选操作。

本发明上述分离方法中，采用EF1309A作为矿浆pH调整剂或抑制剂，在铜硫部分混合粗选、铜硫分离粗选、铜硫分离精选和铜硫分离扫选中，异丁基钠黑药或丁基黄药为捕收剂，甲基异丁基甲醇为起泡剂；铜硫分离粗选和铜硫分离精选中，采用石灰和组合抑制剂EF1309A的组合物，从而可在降低矿浆pH值下抑制黄硫铁矿，实现铜硫的高效、清洁分离，为硫化铜矿物选矿指标的提高和选矿废水达标排放提供了很好的技术支撑。

下面结合具体实施例对本发明的技术方案进一步说明：

实施例1

原矿品位为Cu 0.65％、S 5.19％，次生铜含量占铜矿物的27％，该矿石矿物组成较复杂，金属矿物有辉铜矿、铜蓝、黄铜矿、黄铁矿、磁黄铁矿、褐铁矿等。脉石矿物以石英为主，次高岭石、云母、钾长岩、绿泥石等。铜矿物嵌布比较复杂，多与黄铁矿和水高岭石连生，其嵌布粒度较细，单体解离度差。

该实施例1的步骤1)、5)、7)中加入的组合抑制剂的组分都相同，具体为过碳酸钠和腐殖酸钠；比例为80：20。

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65％；磨矿时加入EF1309A 80g/t作为矿浆pH调整剂和抑制剂，加水调浆至矿浆质量浓度为33％，矿浆的pH值为8.3。

2)往步骤1)磨矿后的矿浆中加入捕收剂丁基钠黑药为30g/t，搅拌3min，加入起泡剂甲基异丁基甲醇25g/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丁基黄药为35g/t，搅拌3min，加入起泡剂甲基异丁基甲醇16g/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丁基黄药为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和全流程浮选尾矿Ⅰ。

5)将步骤2)、3)、4)、中得到的铜硫粗选混合精矿合并进行再磨，再磨时添加抑制剂EF1309A 160g/t，石灰600g/t，再磨至-0.038mm占89％，加水调降至矿浆质量浓度为25％。

6)将步骤5)中再磨后的铜硫混合粗精矿进入铜硫分离作业，矿浆pH值为10.5，搅拌3min，加入捕收剂丁基钠黑药10g/t，搅拌2min分钟，进行浮选，浮选时间为6min，获得铜硫分离一次铜精矿和分离粗选尾矿。

7)将步骤6)中的铜硫分离一次精矿进行铜硫分离精选，添加抑制剂EF1309A，40g/t，搅拌3min，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丁基黄药为20g/t，搅拌3min，进行两次扫选，获得扫选中矿和全流程浮选尾矿Ⅱ。

8)将步骤7)中的铜硫分离精选中矿和铜硫分离扫选中矿按顺序返回上道作业，形成闭路循环。

对比例1

对比例1的分离方法流程如图1所示，其中，该对比例中采用石灰作为主要抑制剂，用量为2000g/t，采用亚硫酸钠作为辅助抑制剂。

实施例1与对比例1选矿指标见表1。

表1实施例1与对比例1选矿指标

实施例2

原矿品位为Cu 0.88％、S 12.6％。该矿石矿物组成较复杂，金属矿物有黄铜矿、辉铜矿、斑铜矿、磁黄铁矿、黄铁矿、白铁矿等,次生铜含量占铜矿物的22.5％。脉石矿物以石英、石榴石为主。

该实施例2下述步骤1)、5)、7)中加入的组合抑制剂的组分都相同，具体为过碳酸钠和腐殖酸钾，两者比例为78：22。

工艺流程的具体步骤为：

1)将原矿破碎、磨矿，磨矿至铜硫矿粒度-0.074mm占70％；磨矿时加入EF1309A150g/t作为矿浆pH调整剂和抑制剂，加水调浆至矿浆质量浓度为33％，矿浆的pH值为8.0。

2)往步骤1)磨矿后的矿浆中加入捕收剂丁基钠黑药为30g/t，搅拌3min，加入起泡剂甲基异丁基甲醇36g/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丁基黄药为40g/t，搅拌3min，加入起泡剂甲基异丁基甲醇25g/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丁基黄药为25g/t，搅拌3min，进行第三次铜硫部分混合粗选，粗选时间为3min，获得铜硫混合粗选精矿Ⅲ和全流程浮选尾矿Ⅰ。

5)将步骤2)、3)、4)、中得到的铜硫粗选混合精矿合并进行再磨，再磨时加入石灰600g/t，EF1309A 400g/t。再磨至-0.038mm占85％，加水调降至矿浆质量浓度为25％。

6)将步骤5)中再磨后的铜硫混合粗精矿进入铜硫分离作业，矿浆pH值为10.8，搅拌3min，加入捕收剂丁基钠黑药12g/t，搅拌2min分钟，进行浮选，浮选时间为6min，获得铜硫分离一次铜精矿和分离粗选尾矿。

7)将步骤6)中的铜硫分离一次精矿进行铜硫分离精选，添加抑制剂EF1309A 30g/t，搅拌3min，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丁基黄药为20g/t，搅拌3min，进行两次扫选，获得扫选中矿和全流程浮选尾矿Ⅱ。

对比例2

对比例2的分离方法的流程如图1所示，其中，该对比例中采用石灰作为主要抑制剂，用量为2000g/t，采用硫代硫酸钠作为辅助抑制剂。

实施例2与对比例2选矿指标见表2。

表2实施例2与对比例2选矿指标

通过本发明上述实施例可以看出：1)本发明大幅度降低石灰的用量。其中，石灰的用量减少70％以上，减轻高碱度矿浆对设备的腐蚀，降低了选矿废水的pH值，选矿废水pH值由石灰工艺的11.3以上降低至9.0以下。2)本发明铜硫分离效率高，精矿品质高。其中，铜品位可提高2个百分点以上，铜回收率可提高2个百分点以上。3)本发明有利于矿石中金银的综合回收。其中，高碱度下进行铜硫分离，金银的矿物受到明显的抑制，而新工艺下，金的回收率可提高10个百分点以上。4)本发明组合抑制剂环境友好。该组合抑制剂无毒、环保，对环境几乎无不利影响，易降解。

本发明的描述是为了示例和描述起见而给出的，而并不是无遗漏的或者将本发明限于所公开的形式。很多修改和变化对于本领域的普通技术人员而言是显然的。选择和描述实施例是为了更好说明本发明的原理和实际应用，并且使本领域的普通技术人员能够理解本发明从而设计适于特定用途的带有各种修改的各种实施例。

Claims

1.一种含次生铜的硫化铜矿分离方法，其特征在于，包括：在磨矿处理过程中添加组合抑制剂抑制，所述组合抑制剂用量与矿浆重量比为：（0.01～0.2）：1000；粗选精矿再磨处理过程中添加石灰和组合抑制剂，所述组合抑制剂用量与矿浆重量比为：（0.02～0.3）：1000，所述石灰用量与矿浆重量比为（0.1～0.8）：1000；其中，所述组合抑制剂，包括：过碳酸钠和腐殖酸盐；其中，所述过碳酸钠和腐殖酸盐的质量比为(70.0～95.0)∶(5.0～30.0)；所述腐殖酸盐为腐殖酸钙盐、腐殖酸钠盐、腐殖酸铵盐、腐殖酸钾盐中的一种或多种的混合物。

2.根据权利要求1所述的含次生铜的硫化铜矿分离方法，其特征在于，所述组合抑制剂是在常温常压下，按所述质量比配比混合，并搅拌混匀30～60min制备得到。

3.根据权利要求1所述的含次生铜的硫化铜矿分离方法，其特征在于，所述过碳酸钠和腐殖酸盐的质量比为(75.0～90.0)∶(10.0～25.0)。

4.根据权利要求1所述的含次生铜的硫化铜矿分离方法，其特征在于，所述分离方法还包括：在铜硫分离精选过程中添加所述组合抑制剂。

5.根据权利要求1所述的含次生铜的硫化铜矿分离方法，其特征在于，所述磨矿处理过程中，加入所述组合抑制剂，将磨矿后的矿石进行调浆至质量浓度为15％～45％，矿浆的pH值为7～8.5。

6.根据权利要求1所述的含次生铜的硫化铜矿分离方法，其特征在于，所述粗选精矿再磨处理过程中，添加所述组合抑制剂和石灰，搅拌3～20min，控制矿浆pH值为9～11.5。

7.根据权利要求6所述的含次生铜的硫化铜矿分离方法，其特征在于，所述石灰用量与矿浆重量比为（0.1～0.6）：1000。

8.根据权利要求4所述的含次生铜的硫化铜矿分离方法，其特征在于，所述铜硫分离精选过程中，添加所述组合抑制剂，搅拌3～10min，浮选4～6min，获得铜精矿；其中，所述组合抑制剂用量与矿浆重量比为：（0.01～0.05）：1000。