本发明属于矿物浮选工艺技术领域，具体涉及一种高泥高次生硫化铜矿石的选矿方法及其用到的混合调整剂。
背景技术：
常见的高泥高次生硫化铜矿石具备两个特点：首先矿石含易泥化脉石，如蛇纹石、滑石、绿泥石等，在破碎磨矿过程中易泥化，导致浮选矿浆中含泥量大，浮选矿浆中－0.074mm粒级占70%时，－0.074mm粒级占30%~50%以上，泥化严重；其次矿石中次生硫化铜矿物含量较高，次生铜占总铜的比例达50%以上，在矿石开采、破碎、磨矿过程中产生大量铜离子。如果采用传统的石灰调浆，丁基黄药+松醇油浮选方法，虽然也可获得合格铜精矿，但无法实现高泥高次生硫化铜矿石的高效精细化浮选，存在的问题具体表现为：1次生硫化铜矿物含量高，导致浮选作业入选矿浆中含有大量铜离子，其与加入的捕收剂丁基黄药发生化学反应，消耗丁基黄药，造成浮选回收率低、丁基黄药用量增大；2浮选矿浆泥化严重，造成浮选过程中矿化环境的恶化，不利于铜矿物的上浮，且矿泥的比表面积比较大，吸附大量浮选药剂，造成选矿药剂成本增加；3浮选尾矿中的铜等重金属离子含量较高，重金属离子不易降解，对环境污染严重。
技术实现要素：
本发明的目的在于提供一种混合调整剂。
本发明的另一目的是将该混合调整剂应用在高泥高次生硫化铜矿石选矿的过程中时，能够有效避免因矿泥、次生铜含量高而导致的铜浮选回收率低、选矿药剂成本高的问题。
为实现上述目的，本发明提供如下技术方案：
一种用于高泥高次生硫化铜矿石选矿方法的混合调整剂，该混合调整剂由硫化钠、焦亚硫酸钠、亚硫酸钠和碳酸钠干粉按照4～5:1:1～2:1～2的重量份配比而成。
一种高泥高次生硫化铜矿石的选矿方法，该方法按照下述步骤进行：
步骤1：向原矿中均匀加入1000～2000克/吨原矿的石灰后，加入混合调整剂，然后将混合有石灰、混合调整剂的原矿石以及与原矿石相同质量的水送入湿式球磨机研磨，向研磨后的矿浆中补水，直至矿浆质量浓度为32%～35%；
步骤2：向步骤1中制备好的矿浆中加入丁基黄药、丁铵黑药和松醇油进行浮选，搅拌3～6分钟，叶轮转速为1700～1900转/分，进行铜矿物粗选，获得铜粗精矿；
步骤3：向步骤2得到的铜粗精矿加水进行调浆，在铜粗精矿矿浆质量浓度为20～30%的条件下经过两次精选、两次扫选后得到铜精矿和浮选尾矿。
优选的，每吨原矿中加入的混合调整剂的质量为50～200克/吨。
优选的，所述步骤1中矿物的细度为－0.074mm的矿物占全部矿物的质量分数为70～75%。
优选的，所述步骤2中矿浆中加入的丁基黄药质量为80～120克/吨原矿，丁铵黑药质量为20～40克/吨原矿，松醇油质量为30～40克/吨原矿。
与现有技术相比，本发明的有益效果是：
本发明采用将由硫化钠、焦亚硫酸钠、亚硫酸钠和碳酸钠干粉按照5:1:2:2的重量份配比而成，其中硫化钠与矿浆中铜离子发生化学沉淀反应，消除矿浆中铜离子对浮选矿化环境的影响，影响矿浆电位，实现铜矿物的自诱导浮选，从而降低选矿药剂用量；焦亚硫酸钠能有效抑制易浮脉石矿物和黄铁矿及含砷矿物，减轻矿浆泥化对浮选矿化环境的影响，影响矿浆电位，优化铜矿物上浮矿浆电位环境，与矿浆中次生铜离子发生氧化还原反应，降低铜离子活性；亚硫酸钠能有效抑制易浮脉石矿物和黄铁矿及含砷矿物，减轻矿浆泥化对浮选矿化环境的影响，与矿浆中次生铜离子发生氧化还原反应，降低铜离子活性；碳酸钠与矿浆中铜离子发生化学沉淀反应，消除矿浆中铜离子对浮选矿化环境的影响，调整矿浆介质，对伴生金矿物起到活化作用；混合调整剂充分利用药剂间的协同效应，有效消除了浮选矿浆中次生铜离子对浮选环境的恶化，降低了浮选捕收剂用量，节约了选矿成本，有效抑制了易浮脉石矿物的上浮，优化了铜矿物浮选矿浆电位，提升了铜矿物的浮选速度。
具体实施方式
下面结合具体实施方式对本发明进行详细说明。
实施例1
本发明为一种用于高泥高次生硫化铜矿石选矿方法的混合调整剂，该混合调整剂由硫化钠、焦亚硫酸钠、亚硫酸钠和碳酸钠干粉按照4:1:1:1的重量份配比而成，该混合调整剂的具体制备方法为：分别称取硫化钠干粉4份、焦亚硫酸钠干粉1份、亚硫酸钠干粉1份、碳酸钠干粉1份，每份为100克，将称好的四种药剂反复混匀成混合调整剂。
一种高泥高次生硫化铜矿石的选矿方法，是对某原矿石含易泥化脉石以及次生硫化铜矿物含量较高的矿石进行分离浮选，向1吨的原矿中加入1000克石灰和100克混合调整剂并混匀，将混合有石灰和混合调整剂的原矿石及与原矿石相同质量的水送入湿式球磨机研磨，研磨至细度为－0.074mm的矿物占全部矿物的质量分数为70%，向研磨好的矿浆中补水，直至矿浆质量浓度为32%；然后加入丁基黄药80克、丁铵黑药20克和松醇油30克，矿浆在浮选机中搅拌3分钟，浮选机叶轮转速为1700转/分，然后打开吸气孔或充入空气进行铜矿物粗选，再经两次精选、两次扫选，获得最终铜精矿和浮选尾矿；
经检测本实施例1中原矿中铜品位为0.74%、次生硫化铜占总铜重量的52.75%，矿浆中－0.01mm的矿物占全部矿物的质量分数为42.12%；浮选后获得铜粗精矿中铜品位为25.14%，铜回收率为94.15%。
为了进一步说明本实施例的有益效果，下面做了三组对照试验：
对照例1
采用传统的铜矿石浮选工艺，对实施例1中同一高泥高次生硫化铜矿石中加入石灰1000克/吨原矿，通过湿式球磨机研磨制得质量浓度为32%的矿浆，在矿浆中加入丁基黄药140克/吨原矿、松醇油40克/吨原矿，矿浆在浮选机中搅拌2分钟，浮选机叶轮转速为1700转/分，然后打开吸气孔或充入空气进行铜矿物粗选，获得铜粗精矿，再经两次精选、两次扫选，获得最终铜精矿和浮选尾矿。
经检测本对照例1原矿中铜品位为0.74%、次生硫化铜占总铜重量的52.75%，矿浆中－0.01mm的矿物占全部矿物的质量分数为42.12%，经本对照例1所述方法获得铜精矿中铜品位为26.78%，铜回收率为90.54%。与实施例1相比，铜回收率明显较低，且捕收剂丁基黄药的用量明显增加。
对照例2
采用传统的组合捕收剂进行铜矿石浮选工艺，对实施例1中同一高泥高次生硫化铜矿石中加入石灰1500克/吨原矿，通过湿式球磨机研磨制得质量浓度为35%的矿浆，在矿浆中加入丁基黄药120克/吨原矿、丁铵黑药为30克/吨原矿、松醇油为30克/吨原矿，矿浆在浮选机中搅拌5分钟，浮选机叶轮转速为1700转/分，然后打开吸气孔或充入空气进行铜矿物粗选，然后再经两次精选、两次扫选，获得最终铜精矿和浮选尾矿。
经检测本对照例2原矿中铜品位为0.74%、次生硫化铜占总铜重量的52.75%，矿浆中－0.01mm的矿物占全部矿物的质量分数为42.12%，经本对照例2所述方法获得铜精矿中铜品位为25.93%，铜回收率为91.83%。与实施例1相比，铜回收率较低，且捕收剂丁基黄药的用量较大。
对照例3
采用传统的电位调控技术进行铜矿石浮选工艺，对实施例1中同一高泥高次生硫化铜矿石中加入石灰干粉1800克/吨原矿，通过球磨机研磨制得质量浓度为33%的矿浆，在矿浆中加入硫化钠溶液并搅拌4分钟，硫化钠加入量为100克/吨原矿，硫化钠溶液的质量浓度为10%~15%，然后加入丁基黄药110克/吨原矿、丁铵黑药为30克/吨原矿、松醇油为30克/吨原矿，矿浆在浮选机中搅拌4分钟，浮选机叶轮转速为1700转/分，然后打开吸气孔或充入空气进行铜矿物粗选，然后再经两次精选、两次扫选，获得最终铜精矿和浮选尾矿。
经检测本对照例3原矿中铜品位为0.74%、次生硫化铜占总铜重量的52.75%，矿浆中－0.01mm矿物占全部矿物的质量分数为42.12%，经本对照例3所述方法获得铜精矿中铜品位为25.34%，铜回收率为92.78%。与实施例1相比，铜回收率较低，且捕收剂丁基黄药的用量较大。
实施例2
本发明为一种用于高泥高次生硫化铜矿石选矿方法的混合调整剂，该混合调整剂由硫化钠、焦亚硫酸钠、亚硫酸钠和碳酸钠干粉按照5:1:2:2的重量份配比而成，该混合调整剂的具体制备方法为：分别称取硫化钠干粉5份、焦亚硫酸钠干粉1份、亚硫酸钠干粉2份、碳酸钠干粉2份，每份为100克，将称好的四种药剂反复混匀成混合调整剂。
一种高泥高次生硫化铜矿石的选矿方法，是对某原矿石含易泥化脉石以及次生硫化铜矿物含量较高的矿石进行分离浮选，向1吨的原矿中加入2000克石灰和200克混合调整剂并混匀，将混合有石灰和混合调整剂的原矿石及与原矿石相同质量的水送入湿式球磨机研磨，研磨至细度为－0.074mm的矿物占全部矿物的质量分数为75%，向研磨好的矿浆中补水，直至矿浆质量浓度为35%；然后加入丁基黄药120克、丁铵黑药40克和松醇油40克，矿浆在浮选机中搅拌6分钟，浮选机叶轮转速为1900转/分，然后打开吸气孔或充入空气进行铜矿物粗选，再经两次精选、两次扫选，获得最终铜精矿和浮选尾矿；
经检测本实施例1中原矿中铜品位为0.82%、次生硫化铜占总铜重量的68.56%，矿浆中－0.01mm的矿物占全部矿物的质量分数为45.12%；浮选后获得铜粗精矿中铜品位为27.14%，铜回收率为95.14%。。
为了进一步说明本实施例的有益效果，下面做了三组对照试验：
对照例4
采用传统的铜矿石浮选工艺，对实施例2中同一高泥高次生硫化铜矿石中加入石灰1200克/吨原矿，通过湿式球磨机研磨制得质量浓度为34%的矿浆，在矿浆中加入丁基黄药150克/吨原矿、松醇油加入量为45克/吨原矿，矿浆在浮选机中搅拌5分钟，浮选机叶轮转速为1800转/分，然后打开吸气孔或充入空气进行铜矿物粗选，获得铜粗精矿，再经两次精选、两次扫选，获得最终铜精矿和浮选尾矿；
经检测本对照例4所述的原矿中铜品位为0.82%、次生硫化铜占总铜重量的68.56%，矿浆中－0.01mm的矿物占全部矿物的质量分数为45.12%；经本对照例4所获得铜粗精矿中铜品位为27.34%，铜回收率为91.12%。与实施例2相比，铜回收率明显较低，且捕收剂丁基黄药的用量明显增加。
对照例5
采用传统的组合捕收剂进行铜矿石浮选工艺，对实施例2中同一高泥高次生硫化铜矿石中加入石灰1500克/吨原矿，通过湿式球磨机研磨制得质量浓度为34%的矿浆，在矿浆中加入丁基黄药130克/吨原矿、丁铵黑药为30克/吨原矿、松醇油为35克/吨原矿，矿浆在浮选机中搅拌5分钟，浮选机叶轮转速为1800转/分，然后打开吸气孔或充入空气进行铜矿物粗选，然后再经两次精选、两次扫选的闭路浮选试验，获得最终铜精矿和浮选尾矿；
经检测本对照例5所述的原矿中铜品位为0.82%、次生硫化铜占总铜重量的68.56%，矿浆中－0.01mm矿物占全部矿物的质量分数为45.12%；经本对照例5所获得铜粗精矿中铜品位为26.32%，铜回收率为91.76%。。与实施例2相比，铜回收率较低，且捕收剂丁基黄药的用量较大。
对照例6
采用传统的电位调控技术进行铜矿石浮选工艺，对实施例2中同一高泥高次生硫化铜矿石中加入石灰干粉1400克/吨原矿，通过湿式球磨机研磨制得质量浓度为33%的矿浆，在矿浆中加入硫化钠溶液搅拌5分钟，硫化钠加入量为200克/吨原矿，硫化钠溶液的浓度为10%~15%，然后加入丁基黄药110克/吨原矿、丁铵黑药加入量为30克/吨原矿，松醇油加入量为35克/吨原矿，矿浆在浮选机中搅拌5分钟，浮选机叶轮转速为1900转/分，然后打开吸气孔或充入空气进行铜矿物粗选，然后再经两次精选、两次扫选的闭路浮选试验，获得最终铜精矿和浮选尾矿；
经检测本对照例6所述的原矿中铜品位为0.82%、次生硫化铜占总铜重量的68.56%，矿浆中－0.01mm粒级占全粒级的质量分为为45.12%；经本对照例6所获得铜粗精矿中铜品位为28.12%，铜回收率为92.32%。与实施例2相比，铜回收率较低，且捕收剂丁基黄药的用量较大
实施例3
本发明为一种用于高泥高次生硫化铜矿石选矿方法的混合调整剂，该混合调整剂由硫化钠、焦亚硫酸钠、亚硫酸钠和碳酸钠干粉按照4.5:1:1.5:1.5的重量份配比而成，该混合调整剂的具体制备方法为：分别称取硫化钠干粉4.5份、焦亚硫酸钠干粉1份、亚硫酸钠干粉1.5份、碳酸钠干粉1.5份，每份为100克，将称好的四种药剂反复混匀成混合调整剂。
一种高泥高次生硫化铜矿石的选矿方法，是对某原矿石含易泥化脉石以及次生硫化铜矿物含量较高的矿石进行分离浮选，向1吨的原矿中加入1800克石灰和160克混合调整剂并混匀，将混合有石灰和混合调整剂的原矿石及与原矿石相同质量的水送入湿式球磨机研磨，研磨至细度为－0.074mm的矿物占全部矿物的质量分数为74%，向研磨好的矿浆中补水，直至矿浆质量浓度为33%；然后加入丁基黄药100克、丁铵黑药30克和松醇油35克，矿浆在浮选机中搅拌5分钟，浮选机叶轮转速为1800转/分，然后打开吸气孔或充入空气进行铜矿物粗选，再经两次精选、两次扫选，获得最终铜精矿和浮选尾矿；
经检测本实施例3中原矿中铜品位为0.80%、次生硫化铜占总铜重量的66.96%，矿浆中－0.01mm的矿物占全部矿物的质量分数为43.52%；浮选后获得铜粗精矿中铜品位为26.94%，铜回收率为94.94%。
为了进一步说明本实施例的有益效果，下面做了三组对照试验：
对照例7
采用传统的铜矿石浮选工艺，对实施例3中同一高泥高次生硫化铜矿石中加入石灰1600克/吨原矿，通过湿式球磨机研磨制得质量浓度为33%的矿浆，在矿浆中加入丁基黄药140克/吨原矿、松醇油为45克/吨原矿，矿浆在浮选机中搅拌4分钟，浮选机叶轮转速为1700转/分，然后打开吸气孔或充入空气进行铜矿物粗选，获得铜粗精矿，再经两次精选、两次扫选，获得最终铜精矿和浮选尾矿；
经检测本对照例7所述的原矿中铜品位为0.80%、次生硫化铜占总铜重量的66.96%，矿浆中－0.01mm的矿物占全部矿物的质量分数为43.52%；经本对照例7所获得铜粗精矿中铜品位为28.14%，铜回收率为90.92%。与实施例3相比，铜回收率明显较低，且捕收剂丁基黄药的用量明显增加。
对照例8
采用传统的组合捕收剂进行铜矿石浮选工艺，对实施例3中同一高泥高次生硫化铜矿石中加入石灰1800克/吨原矿，通过湿式球磨机研磨制得质量浓度为33%的矿浆，在矿浆中加入丁基黄药120克/吨原矿、丁铵黑药为30克/吨原矿、松醇油为35克/吨原矿，矿浆在浮选机中搅拌6分钟，浮选机叶轮转速为1900转/分，然后打开吸气孔或充入空气进行铜矿物粗选，然后再经两次精选、两次扫选的闭路浮选试验，获得最终铜精矿和浮选尾矿；
经检测本对照例8所述的原矿中铜品位为0.80%、次生硫化铜占总铜重量的66.96%，矿浆中－0.01mm矿物占全部矿物的质量分数为43.52%；经本对照例8所获得铜粗精矿中铜品位为25.92%，铜回收率为92.16%。与实施例3相比，铜回收率较低，且捕收剂丁基黄药的用量较大。
对照例9
采用传统的电位调控技术进行铜矿石浮选工艺，对实施例3中同一高泥高次生硫化铜矿石中加入石灰干粉1700克/吨原矿，通过湿式球磨机研磨制得质量浓度为34%的矿浆，在矿浆中加入硫化钠溶液搅拌6分钟，硫化钠加入量为180克/吨原矿，硫化钠溶液的浓度为12%~15%，然后加入丁基黄药120克/吨原矿、丁铵黑药为30克/吨原矿，松醇油为35克/吨原矿，矿浆在浮选机中搅拌4分钟，浮选机叶轮转速为1800转/分，然后打开吸气孔或充入空气进行铜矿物粗选，然后再经两次精选、两次扫选的闭路浮选试验，获得最终铜精矿和浮选尾矿；
经检测本对照例9所述的原矿中铜品位为0.80%、次生硫化铜占总铜重量的66.96%，矿浆中－0.01mm矿物占全部矿物的质量分数为43.52%；经本对照例9所获得铜粗精矿中铜品位为27.82%，铜回收率为91.82%。与实施例3相比，铜回收率较低，且捕收剂丁基黄药的用量较大。