CN112264197A - 一种高磁黄铁矿型铜硫矿石的组合抑制剂及其选矿方法 - Google Patents

一种高磁黄铁矿型铜硫矿石的组合抑制剂及其选矿方法 Download PDF

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Abstract

本发明公开了一种高磁黄铁矿型铜硫矿石组合抑制剂及其选矿方法，包括铜快速浮选、铜强化浮选、铜中矿再磨精选、铜强化浮选尾矿回收磁黄铁矿和黄铁矿。通过组合抑制剂完全取代石灰并消除矿浆中次生Cu2+对黄铁矿、磁黄铁矿的活化，在pH值7.5~8.5的范围内实现对黄铁矿和磁黄铁矿的高效抑制，大大提高了铜硫分离指标、降低了药剂用量；铜快速浮选和铜中矿再磨，实现了能收早收、降低了中矿循环负荷和再磨矿量；弱碱矿浆选铜，提升了铜精矿中伴生贵金属回收率、减轻了后续黄铁矿浮选的调浆压力，弱磁选预先回收具有强磁性的磁黄铁矿，提高了矿石中硫精矿的综合利用率。综合选别指标优于常规高碱流程，适于推广应用。

Description

一种高磁黄铁矿型铜硫矿石的组合抑制剂及其选矿方法
技术领域
本发明涉及铜硫选矿技术领域，尤其涉及一种高磁黄铁矿型铜硫矿石的组合抑制剂及其选矿方法。
背景技术
国内铜矿资源以硫化铜矿为主。硫化铜矿中黄铜矿、黄铁矿、磁黄铁矿等硫化矿物经磨矿后，矿物表面均呈现出缺金属富硫的表面特性，导致其在酸性和中性矿浆中可浮性差异较小；且由于次生铜矿物在磨矿作业容易释放出Cu2+离子，导致黄铁矿和磁黄铁矿的表面被活化，随着中矿的不断循环进一步加重了铜硫矿物之间的分离难度。
目前关于硫化铜矿浮选分离方面的选矿方法及其不足如下：
1、常规选矿流程有：铜优先浮选、铜硫混合浮选再分离、铜硫部分优先浮选等。常规铜优先浮选需在浮选矿浆中加入大量石灰调整矿浆pH值到12以上；铜硫混合浮选时由于黄铁矿、磁黄铁矿表面附着大量捕收剂，且黄铁矿、磁黄铁矿的矿物量通常远远高于黄铜矿的矿物量，因此铜硫粗精矿浮选分离时往往需要加大量石灰且细磨；铜硫部分优先浮选的思路是在高碱矿浆中采用选择性铜捕收剂，实现铜矿物和部分可浮性好的黄铁矿和磁黄铁矿的优先浮选，降低后续铜硫粗精矿的分离难度，但是该流程依然需要加入大量石灰。大量石灰的添加存在诸多缺陷： 1）矿浆发粘导致铜精矿夹带矿泥，影响铜品位；2）高碱矿浆不利于伴生贵金属金银的综合回收；3）矿浆管道结垢；4）后续选硫作业需要加入大量酸重新调节矿浆pH值到6.5~7；5）由于石灰用量大，其仓储和运输费用较高，矿山运行经济成本增加。
2、科研工作者为了全部或部分代替石灰实现铜硫分离所做的工作主要集中在组合抑制剂的研究，典型组合抑制剂包括：次氯酸钙和氯化钙组合抑制剂（专利号：CN01117509.5）；腐殖酸钠、高锰酸钾和巯基乙酸钠组合抑制剂（专利号：CN201711112877.x）；石灰、次氯酸钠和腐殖酸钠组合抑制剂（专利号：CN201610983131.5）；石灰和焦亚硫酸钠组合抑制剂（专利号：CN201310669137.1）；石灰和六偏磷酸钠组合抑制剂（专利号：CN201910004562.6）；柠檬酸、石灰和高锰酸钾组合抑制剂（专利号：CN201810941588.9）；柠檬酸、亚硫酸钠和单宁酸组合抑制剂（专利号：CN201410388468.2）；亚硫酸钠、焦亚硫酸钠、亚硫酸氢钠和硫代硫酸钠组合抑制剂（CN201510540385.5）等。这些组合抑制剂概括起来由无机抑制剂和有机抑制剂中的一种或者多种组合而成，这些组合药剂相比单用石灰具有一定的优势。但是仍然存在药剂用量大或者具有强氧化性，对铜矿物存在一定的抑制作用等缺点，不利于铜回收率的提高和伴生贵金属的综合回收。
发明内容
本发明要解决的技术问题是现有的组合抑制剂和选矿工艺中存在的抑制剂药剂用量大或者具有强氧化性，提供一种可以有效提高铜硫分离选别指标的无石灰组合抑制剂及采用该组合抑制剂进行铜硫分离的选矿方法。
本发明的技术方案是：一种高磁黄铁矿型铜硫矿石的组合抑制剂，它包括质量比为（1.0~3.0）:（0.1~0.3）: （1.0~3.0）的电石渣溶液、硫化铵和腐殖酸钠。
一种高磁黄铁矿型铜硫矿石的组合抑制剂的配置方法，电石渣溶液、硫化铵和腐殖酸钠按照质量比为（1.0~3.0）:（0.1~0.3）: （1.0~3.0）混合而成。
高磁黄铁矿型铜硫矿石选矿方法，它包含以下步骤：
（1）、铜快速浮选：在铜硫矿石的浮选矿浆中加入高磁黄铁矿型铜硫矿石的组合抑制剂并搅拌，调整矿浆pH值至弱碱性，采用饥饿给药制度，少量加入硫化铜浮选捕收剂和起泡剂并搅拌，得到铜精矿Ⅰ和铜快速浮选尾矿,所述高磁黄铁矿型铜硫矿石的组合抑制剂包括质量比为（1.0~3.0）:（0.1~0.3）: （1.0~3.0）的电石渣溶液、硫化铵和腐殖酸钠；
（2）、铜强化浮选：在铜快速浮选尾矿中继续加入硫化铜浮选捕收剂、乙硫氮和起泡剂并搅拌，经过粗扫选得到铜粗精矿、铜扫选中矿和选铜尾矿；
（3）、铜中矿再磨精选：将所述高磁黄铁矿型铜硫矿石的组合抑制剂加入铜粗精矿中并搅拌，经过精选得到铜精矿Ⅱ和精选中矿；将精选中矿、铜扫选中矿和所述高磁黄铁矿型铜硫矿石的组合抑制剂一起加入磨机中，再磨后返回铜强化浮选；
（4）、铜强化浮选尾矿回收磁黄铁矿和黄铁矿：针对选铜尾矿采用弱磁选回收磁黄铁矿，得到硫精矿Ⅰ和磁选尾矿；在磁选尾矿中加入适量矿坑酸性废水调整矿浆pH值为弱酸性，加入黄铁矿捕收剂和起泡剂并搅拌，浮选得到硫精矿Ⅱ和尾矿。
上述方案中所述步骤（1）中铜硫矿石的浮选矿浆浓度为30%~45%、细度为-0.074mm占60%~80%，弱碱性矿浆pH值为7.5~8.5；所述组合抑制剂用量为50~100g/t，捕收剂用量为5~20g/t，起泡剂用量为0~5g/t，搅拌时间1~2min，浮选时间1~6min。
上述方案中所述步骤（2）中述铜强化浮选捕收剂用量为20~100g/t，乙硫氮用量0~50g/t，起泡剂用量为10~30g/t，搅拌时间1~2min，粗扫选时间4~10min；粗扫选次数1~3次。
上述方案中所述步骤（3）中加入铜粗精矿中的组合抑制剂用量为10~50g/t，精选次数为1~3次；所述精选中矿、铜扫选中矿加入磨机再磨细度为-0.038mm占65%~85%；所述加入磨机中组合抑制剂的用量为10~50g/t。
上述方案中所述步骤（4）中所述铜尾矿采用弱磁选回收磁黄铁矿的磁场强度为64~160kA/m，所述矿坑酸性废水为采矿过程中采场地下渗漏或矿坑中矿石氧化产生的酸性废水，调整矿浆pH值为6.5~7.0，所述黄铁矿捕收剂的用量为20~200g/t，所述起泡剂的用量为5~30g/t；所述浮选得到硫精矿Ⅱ和尾矿的具体方式为一至两次粗选、一至三次扫选、一至三次精选
上述方案中所述硫化铜浮选捕收剂是Z200，所述起泡剂是松油醇，所述黄铁矿捕收剂是丁黄药。
上述方案中所述步骤（1）的铜硫矿石的浮选矿浆的制备方法如下：将原矿和自来水以1:1的比例倒入湿式球磨机中磨至细度为-0.074mm占60%~80%的矿浆，然后制成质量浓度为30%-45%的浮选矿浆。
本发明的有益效果是完全取代石灰并在pH值7.5~8.5的范围内实现对黄铁矿和磁黄铁矿的高效抑制，大大提高了铜硫分离指标、降低了药剂用量；铜快速浮选和铜中矿再磨，实现了能收早收、降低了中矿循环负荷和再磨矿量；弱碱矿浆选铜，提升了铜精矿中伴生贵金属回收率、减轻了后续黄铁矿浮选的调浆压力，弱磁选预先回收具有强磁性的磁黄铁矿，提高了矿石中硫精矿的综合利用率。
附图说明
图1是本发明的工艺流程图。
具体实施方式
下面结合附图 ，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。基于本发明中的实施例，本领域普通技术人员在没有做出创造性劳动前提下所有其他实施例，都属于本发明的保护范围。
本发明实施例所提供的高磁黄铁矿型铜硫矿石的选矿方法主要适用于磁黄铁矿矿物量：黄铁矿矿物量在1:4~1:1之间且硫品位在10%~20%的铜硫矿石。
本发明的高磁黄铁矿型铜硫矿石组合抑制剂及其选矿方法，其具体实施方式如下：
铜硫分离组合抑制剂由电石渣溶液、硫化铵和腐殖酸钠按照质量比为（1.0~3.0）:（0.1~0.3）: （1.0~3.0）混合而成。
高磁黄铁矿型铜硫矿石选矿方法包含以下步骤：
1）铜快速浮选：在铜硫矿石的浮选矿浆中加入本发明的组合抑制剂并搅拌，调整矿浆pH值至弱碱性，采用饥饿给药制度，少量加入硫化铜浮选捕收剂Z200和起泡剂松油醇并搅拌，得到铜精矿Ⅰ和铜快速浮选尾矿；
2）铜强化浮选：在铜快速浮选尾矿中继续加入硫化铜浮选捕收剂Z200、乙硫氮和起泡剂松油醇并搅拌，经过粗扫选得到铜粗精矿、铜扫选中矿和选铜尾矿；
3）铜中矿再磨精选：将本发明的组合抑制剂加入铜粗精矿中并搅拌，经过精选得到铜精矿Ⅱ和精选中矿；将精选中矿、铜扫选中矿和本发明的组合抑制剂一起加入磨机中，再磨后返回铜强化浮选。
4）铜强化浮选尾矿回收磁黄铁矿和黄铁矿：针对选铜尾矿采用弱磁选回收磁黄铁矿，得到硫精矿Ⅰ和磁选尾矿；在磁选尾矿中加入适量矿坑酸性废水调整矿浆pH值为弱酸性，加入丁黄药和松油醇并搅拌，浮选得到硫精矿Ⅱ和尾矿。
步骤1中加入所述矿浆质量浓度为30%~45%、细度为-0.074mm占60%~80%；所述弱碱性矿浆pH值为7.5~8.5；所述组合抑制剂用量为50~100g/t，捕收剂Z200用量为5~20g/t，起泡剂松油醇用量为0~5g/t，搅拌时间1~2min，浮选时间1~6min。
步骤2中所述铜强化浮选捕收剂Z200用量为20~100g/t，乙硫氮用量0~50g/t，起泡剂松油醇用量为10~30g/t，搅拌时间1~2min，浮选时间4~10min；铜扫选次数1~3次。
步骤3中所述加入铜粗精矿中的组合抑制剂用量为10~50g/t，精选次数为1~3次；所述精选中矿、铜扫选中矿加入磨机再磨细度为-0.038mm占65%~85%；所述加入再磨磨机中组合抑制剂的用量为10~50g/t。
步骤4所述铜尾矿采用弱磁选回收磁黄铁矿的磁场强度为64~160kA/m，所述酸性矿坑水为采矿过程中采场地下渗漏或矿坑中矿石氧化产生的酸性废水；酸性废水的用量依据调至所述弱酸性矿浆pH值6.5~7.0酌情添加；所述黄铁矿捕收剂丁黄药的用量为20~200g/t，所述起泡剂松油醇的用量为5~30g/t；所述浮选得到硫精矿Ⅱ和尾矿的具体方式为一至两次粗选、一至三次扫选、一至三次精选。
下面结合具体实施例对本发明的分离方法进行详细说明：
实施例1
原矿平均品位为： Cu品位0.94%、S品位17.68%，主要铜矿物为黄铜矿，墨铜矿，偶见斑铜矿、黝铜矿、铜蓝等；硫矿物主要为磁黄铁矿（单斜磁黄铁矿和六方磁黄铁矿）和黄铁矿；其他金属矿物有金红石、辉钼矿、闪锌矿、方铅矿、自然铋、碲铋矿、毒砂等。非金属矿物主要为蛇纹石，其次为滑石钙铁榴石、钙铝榴石，少量的石英、透辉石、黑云母、白云石、硬石膏、钠长石，微量的绿泥石、菱铁矿、高岭石等。
原矿属于高磁黄铁矿型铜硫矿石，适合用该方法回收得到铜精矿与硫精矿。
采用本发明处理该矿石，具体选别步骤如下：
1）原矿磨矿：将原矿和自来水以1:1的比例倒入湿式球磨机中磨至细度为-0.074mm占60%的矿浆，然后制成质量浓度为30%的浮选矿浆。
2）铜快速浮选：在浮选矿浆中加入本发明的组合抑制剂100g/t，并搅拌2min，此时矿浆pH值为7.5，采用饥饿给药制度，少量加入硫化铜浮选捕收剂Z200和起泡剂松油醇，用量分别为5g/t和5g/t，搅拌2min，然后进行铜快速浮选1min，得到铜精矿Ⅰ和铜快速浮选尾矿；
3）铜强化浮选：在铜快速浮选尾矿中继续加入硫化铜浮选捕收剂Z200、乙硫氮和起泡剂松油醇，药剂用量分别为20g/t、50g/t和10g/t，并搅拌2min，粗扫选时间4min，得到铜粗精矿；继续在矿浆中加入硫化铜浮选捕收剂Z200、乙硫氮和起泡剂松油醇，进行铜扫选，得到铜扫选中矿和选铜尾矿；铜一次扫选中矿进入再磨机、铜二次扫选中矿返回一次扫选作业；
4）铜中矿再磨精选：将本发明的组合抑制剂50g/t加入质量浓度为20%的铜粗精矿矿浆中，并搅拌2min，经过两次精选得到铜精矿Ⅱ和精选中矿，两次精选时间均为3min；将一次精选中矿、铜一次扫选中矿合并，进行浓密、脱水至矿浆质量浓度为50%，加入再磨机中，然后在磨机中加入本发明的组合抑制剂10g/t，再磨至细度为-0.038mm占65%后返回铜强化浮选粗选作业。
5）铜强化浮选尾矿回收磁黄铁矿和黄铁矿：将铜二次扫选尾矿矿浆加入磁场强度为64kA/m的弱磁选机中磁选回收磁黄铁矿，得到硫精矿Ⅰ和磁选尾矿；在磁选尾矿中加入500g/t矿坑酸性废水调整矿浆pH值为6.5，加入丁黄药和松油醇，药剂用量分别为200g/t和30g/t，并搅拌2min，浮选4min得到硫粗精矿；然后继续加入丁黄药和松油醇，扫选一次得到硫扫选中矿和尾矿；将硫粗精矿制成浓度为25%的矿浆进行一次空白精选得到硫精矿Ⅱ和硫精选中矿；硫扫选中矿和硫精选中矿合并返回硫粗选作业。
实施例1的试验结果与原有高碱流程试验结果对比见表1。
Figure DEST_PATH_IMAGE002
实施例2
原矿平均品位为： Cu品位1.04%、S品位23.35%，主要铜矿物绝大部分为黄铜矿，少量墨铜矿，偶见斑铜矿、黝铜矿、铜蓝等；硫矿物主要为磁黄铁矿，其次为黄铁矿， 这部分磁黄铁矿（Fe1-xS）既有属于强磁性的单斜磁黄铁矿，也有弱磁性的六方磁黄铁矿。其他金属矿物有金红石、辉钼矿、闪锌矿、方铅矿、自然铋、碲铋矿、毒砂等。非金属矿物主要为滑石，其次为蛇纹石、硬石膏、石英、透辉石，少量的钙铁榴石、钙铝榴石、白云石，微量的钠长石、黑云母等。
采用本发明处理该矿石，具体选别步骤如下：
1）原矿磨矿：将原矿和自来水以1:1的比例倒入湿式球磨机中磨至细度为-0.074mm占80%的矿浆，然后制成质量浓度为45%的浮选矿浆。
2）铜快速浮选：在浮选矿浆中加入本发明的组合抑制剂50g/t，并搅拌1min，此时矿浆pH值为8.5，采用饥饿给药制度，少量加入硫化铜浮选捕收剂Z200和起泡剂松油醇，用量分别为20g/t和0g/t，搅拌1min，然后进行铜快速浮选6min，得到铜精矿Ⅰ和铜快速浮选尾矿；
3）铜强化浮选：在铜快速浮选尾矿中继续加入硫化铜浮选捕收剂Z200、乙硫氮和起泡剂松油醇，药剂用量分别为100g/t、0g/t和30g/t，并搅拌1min，粗扫选时间10min，得到铜粗精矿；继续在矿浆中加入硫化铜浮选捕收剂Z200、乙硫氮和起泡剂松油醇，进行铜扫选，得到铜扫选中矿和选铜尾矿；铜一次扫选中矿进入再磨机、铜二次扫选中矿返回一次扫选作业；
4）铜中矿再磨精选：将本发明的组合抑制剂10g/t加入质量浓度为20%的铜粗精矿矿浆中，并搅拌2min，经过两次精选得到铜精矿Ⅱ和精选中矿，两次精选时间均为3min；将一次精选中矿、铜一次扫选中矿合并，进行浓密、脱水至矿浆质量浓度为50%，加入再磨机中，然后在磨机中加入本发明的组合抑制剂50g/t，再磨至细度为-0.038mm占85%后返回铜强化浮选粗选作业。
5）铜强化浮选尾矿回收磁黄铁矿和黄铁矿：将铜二次扫选尾矿矿浆加入磁场强度为160kA/m的弱磁选机中磁选回收磁黄铁矿，得到硫精矿Ⅰ和磁选尾矿；在磁选尾矿中加入470g/t矿坑酸性废水调整矿浆pH值为7，加入丁黄药和松油醇，药剂用量分别为20g/t和5g/t，并搅拌2min，浮选4min得到硫粗精矿；然后继续加入丁黄药和松油醇，扫选一次得到硫扫选中矿和尾矿；将硫粗精矿制成浓度为25%的矿浆进行一次空白精选得到硫精矿Ⅱ和硫精选中矿；硫扫选中矿和硫精选中矿合并返回硫粗选作业。
采用本发明处理该矿石，实施例2的试验结果与原有高碱流程试验结果对比见表2。
Figure DEST_PATH_IMAGE004
综上所述，本发明的铜硫分离组合抑制剂及其选矿方法，完全取代石灰并在pH值7.5~8.5的范围内实现对黄铁矿和磁黄铁矿的高效抑制，大大提高了铜硫分离指标,与现有技术CN104259013A抑制剂的加入量为350-450克/吨原矿相比，本申请的组合抑制剂只需要添加70-300克/吨，降低了药剂用量；与现有技术CN1147365C相比，本申请硫精矿的硫品位和回收率明显提高，铜快速浮选和铜中矿再磨，实现了能收早收、降低了中矿循环负荷和再磨矿量；弱碱矿浆选铜，提升了铜精矿中伴生贵金属回收率、减轻了后续黄铁矿浮选的调浆压力；弱磁选预先回收具有强磁性的磁黄铁矿，提高了矿石中硫精矿的综合利用率。
以上所述，仅为本发明较佳的具体实施方式，但本发明的保护范围并不局限于此，任何熟悉本技术领域的技术人员在本发明披露的技术范围内，可轻易想到的变化或替换，都应涵盖在本发明的保护范围之内。因此，本发明的保护范围应该以权利要求书的保护范围为准。

Claims (9)

1.一种高磁黄铁矿型铜硫矿石的组合抑制剂，其特征是：它包括质量比为（1.0~3.0）:（0.1~0.3）: （1.0~3.0）的电石渣溶液、硫化铵和腐殖酸钠。
2.如权利要求1所述的一种高磁黄铁矿型铜硫矿石的组合抑制剂的配置方法，其特征是：电石渣溶液、硫化铵和腐殖酸钠按照质量比为（1.0~3.0）:（0.1~0.3）: （1.0~3.0）混合而成。
3.高磁黄铁矿型铜硫矿石选矿方法，其特征是：它包含以下步骤：
（1）、铜快速浮选：在铜硫矿石的浮选矿浆中加入高磁黄铁矿型铜硫矿石的组合抑制剂并搅拌，调整矿浆pH值至弱碱性，采用饥饿给药制度，少量加入硫化铜浮选捕收剂和起泡剂并搅拌，得到铜精矿Ⅰ和铜快速浮选尾矿,所述高磁黄铁矿型铜硫矿石的组合抑制剂包括质量比为（1.0~3.0）:（0.1~0.3）: （1.0~3.0）的电石渣溶液、硫化铵和腐殖酸钠；
（2）、铜强化浮选：在铜快速浮选尾矿中继续加入硫化铜浮选捕收剂、乙硫氮和起泡剂并搅拌，经过粗扫选得到铜粗精矿、铜扫选中矿和选铜尾矿；
（3）、铜中矿再磨精选：将所述高磁黄铁矿型铜硫矿石的组合抑制剂加入铜粗精矿中并搅拌，经过精选得到铜精矿Ⅱ和精选中矿；将精选中矿、铜扫选中矿和所述高磁黄铁矿型铜硫矿石的组合抑制剂一起加入磨机中，再磨后返回铜强化浮选；
（4）、铜强化浮选尾矿回收磁黄铁矿和黄铁矿：针对选铜尾矿采用弱磁选回收磁黄铁矿，得到硫精矿Ⅰ和磁选尾矿；在磁选尾矿中加入适量矿坑酸性废水调整矿浆pH值为弱酸性，加入黄铁矿捕收剂和起泡剂并搅拌，浮选得到硫精矿Ⅱ和尾矿。
4.如权利要求3所述的高磁黄铁矿型铜硫矿石选矿方法，其特征是：所述步骤（1）中铜硫矿石的浮选矿浆浓度为30%~45%、细度为-0.074mm占60%~80%，弱碱性矿浆pH值为7.5~8.5；所述组合抑制剂用量为50~100g/t，捕收剂用量为5~20g/t，起泡剂用量为0~5g/t，搅拌时间1~2min，浮选时间1~6min。
5.如权利要求3所述的高磁黄铁矿型铜硫矿石选矿方法，其特征是：所述步骤（2）中述铜强化浮选捕收剂用量为20~100g/t，乙硫氮用量0~50g/t，起泡剂用量为10~30g/t，搅拌时间1~2min，粗扫选时间4~10min；粗扫选次数1~3次。
6.如权利要求3所述的高磁黄铁矿型铜硫矿石选矿方法，其特征是：所述步骤（3）中加入铜粗精矿中的组合抑制剂用量为10~100g/t，精选次数为1~3次；所述精选中矿、铜扫选中矿加入磨机再磨细度为-0.038mm占65%~85%；所述加入磨机中组合抑制剂的用量为10~100g/t。
7.如权利要求3所述的高磁黄铁矿型铜硫矿石选矿方法，其特征是：所述步骤（4）中所述铜尾矿采用弱磁选回收磁黄铁矿的磁场强度为64~160kA/m，所述矿坑酸性废水为采矿过程中采场地下渗漏或矿坑中矿石氧化产生的酸性废水，调整矿浆pH值为6.5~7.0，所述黄铁矿捕收剂的用量为20~200g/t，所述起泡剂的用量为5~30g/t；所述浮选得到硫精矿Ⅱ和尾矿的具体方式为一至两次粗选、一至三次扫选、一至三次精选。
8.如权利要求3所述的高磁黄铁矿型铜硫矿石选矿方法，其特征是：所述硫化铜浮选捕收剂是Z200，所述起泡剂是松油醇，所述黄铁矿捕收剂是丁黄药。
9.如权利要求3所述的高磁黄铁矿型铜硫矿石选矿方法，其特征是：所述步骤（1）的铜硫矿石的浮选矿浆的制备方法如下：将原矿和自来水以1:1的比例倒入湿式球磨机中磨至细度为-0.074mm占60%~80%的矿浆，然后制成质量浓度为30%-45%的浮选矿浆。
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