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铅—锌分选

铅—锌分离方法较简单的是使用硫酸锌就取得满意的结果。然而，这种情况很少见到。这是因为铅锌矿石除了闪锌矿有时被铅和钙离子污染之外，还常常伴生有黄铁矿。特别是一种黄铁矿类型的铅锌矿石的硫锌矿石，硫化铁含量达60～70%以上。这样，仅用硫酸锌难以将铅与锌、硫矿物分离而取得较好的分选效果。此外，在外理铅—锌～铜或铅—锌—铜～硫矿石时，当矿石中含有次生硫化铜矿物时，矿浆中大量铜离子活化闪锌矿，在这种情况下更难用上述方法使之抑制。从国外选矿实践来看，铅锌分离仍以抑锌选铅的氰化工艺为主，其中以氰化钠—硫酸锌法更为普遍，其次是氰化钠—亚硫酸法。后者对次生铜含量较高，含泥较多的矿石往往能获得较好的分选效果。

加拿大诺娃士柯蒂亚新建的盖斯河铅锌选厂(日处理矿石量为1500吨)。处理碳酸盐型铅锌矿石(含2.8%铅、4.2%锌)，在铅、锌分选作业中，采用硫酸锌—氰化钠工艺，铅精矿品位达72%，铅回收率为94%，锌精矿品位达62%，锌回收率为92%，锌精矿中氧化镁含量仅0.35%。前苏联一个铅、锌氧化率高，并含有较多次生铜的萨拉伊尔斯克铅锌选厂在采用氰化工艺(硫酸锌—硫化钠—氰化钠)的基础上补加硫酸铵和硅酸钠，对提高铅、锌回收率，尤其是氧化铝的回收率特别有效。

铅锌分选的无氰工艺除了在日本各选厂中普遍使用的亚硫酸法(包括SO3)和亚硫酸钠(澳大利亚北布罗肯—希尔)外，前苏联米苏尔铅—锌选厂则采用氮化物—硫酸锌的分选工艺，近一、两年来，日本和前苏联分别报导了两种铅—锌分选新工艺。日本中广吉孝等人指出，将铅—锌混合精矿在30℃条件下，用17%H2SO4溶液酸化搅拌7～10分钟，使方铅矿表面受到H2SO4作用后生成PbSO4而受到抑制，为铅—锌分选创造了抑铅选锌的新工艺。前苏联克瓦幸斯克铅—锌选厂采用高锰钾完全取代氰化钠、不仅提高了铅精矿品位，降低了铅精矿中含锌量，而且还大大简化了药剂制度。

铜—铅分选

铅—锌—铜(硫)矿石的分选工艺中，除了铜—铅与锌—(硫)分离工艺基本与铅—锌分离工艺相同外，主要问题集中在铜—铅混合精矿的分离工艺上。铜—铅分离工艺基本上有三种，即抑铜选铅的氰化法，抑铅选铜的重铬酸盐和亚硫酸(及其盐)法。目前，各国铅锌多金属矿石选厂逐渐抛弃传统的氰化法和重铬酸盐法，以防止贵金属被氰化物溶解，避免含氰、含铬的污水。

亚硫酸对黄铜矿、斑铜矿和辉铜矿不具抑制作用。由于其对铜矿物表面的清洗，因而有活化铜矿物的作用。亚硫酸盐对未被氰化的纯净方铅矿，在矿浆pH值<11以内，不受抑制。但对表面被氧化的方铅矿，则在ph值>5以后受到强烈抑制。在相同亚硫酸盐1.5公斤/吨用量的情况下，随着方铅矿表面氧化程度的加深，方铅矿被抑制得更厉害。

亚硫酸盐对铜、铅矿物的上述选择性抑制作用，广泛地应用于铜铅分离工业生产，由于铜铅分离前，矿浆经搅拌、浮选充气等过程，方铅矿表面都不同程序地被氧化，因而可被亚硫酸盐抑制。在生产实践中，亚硫酸盐(或亚硫酸)多与其它抑制剂组合，有利于提高分选效果和稳定性。

几种主要的组合方式如下：

(1)二氧化硫、淀粉法

美国圣桥矿物公司、旧金山矿、麦格芒物和加拿大布伦兹维克选厂均采用此法。圣桥矿物公司所属勃拉息—克里喀、弗菜圈，洼衣畔纳姆等选厂所处理的铜铅锌矿石，其铜铅比例一般为30：1～50：1，甚至达到10：1～100：1。铜铅分离采用二氧化硫和淀粉法。分离前加荷性化淀粉0.25～0.5公斤/吨混精，二氧化硫1.5～3公斤/吨混精，控制矿浆pH值4.5～5，搅拌3～5分，可以抑铅选铜。二氧化硫和淀粉的用量要适当，若二氧化硫不够 ，淀粉将抑制铜。

(2)亚硫酸、矿浆加温法

在弱酸性回路中，吸附于方铅矿表面的捕收剂随矿浆加热到60℃以上而优先解吸，而吸附于黄铜矿上的捕收剂甚至将矿浆加热到70℃也不解吸。日本花岗堂屋敷和松峰等选厂均采用矿浆加温法。铜铅混合精矿吹入蒸汽，矿浆温度升至60℃后进行铜铅分离。小坂内之岱选厂原矿品位铜1.5%铅1.6%、锌4.9%。采用二氧化矿和氢氧化钙控制矿浆pH为5.5，进行铜铅混合浮选。其铜铅混合精矿加温至70℃，矿浆pH为5.5，浮铜、抑铅。获得铅精矿品位26%、铜回收率81.8%；铅精矿品位58.1%，铅回收率70%。

(3)亚硫酸——硫化钠法

该法对含黄铁矿高、泥多、次生硫化铜高的矿石，可得到较好的结果。

(4)三氯化铁法—硫代硫酸钠(Na2S2O3)

该法能抑制被铜离子强烈活化的方铅矿、对成分复杂的矿石进行有效分离。苏联捷略诺夫斯克选厂原矿成分复杂，含有原生、次生硫化铜和氧化铜矿物，方铅矿受铜离子强烈活化。为取代氰化物，用一般亚硫酸盐法均未取得成效。米哈诺布尔研究院提出了用Fe3+— S2O32-法可以对混合精矿取得稳定的分选效果，1977年在捷略诺夫斯克选厂进行了抑铅选铜的工业试验，取得了较好指标：铜精矿品位30.27%、分离作业回收率90%；铅精矿品位68.5%、作业回收率97%。1979～1980年经改进后，用硫代硫酸钠、三氯化铁作方铅矿抑剂又进行了一系列半工业和工业试验，证明对含次生铜和氧化铜为20～25%的硫化矿石，可以进行有效分离，取得较高指标。

(5)Nuchar 分离方法

此法为十四届国际选矿会议上提出的新分离方法，当处理难选的、低品位的铜铅混合精矿时，采用亚硫酸—加热法或重铬酸盐等抑制剂的抑制效果，随分离给矿中闪锌矿和黄铁矿含量的增加而急剧降低。当采用亚硫酸—加热法时，脉石矿泥的存在，则降低铜的浮游速度。新的分离方法是将铜铅混合精矿用活性炭脱药，加重铬酸钠和水玻璃的等量混合物搅拌，再加CMC抑铅选铜。与二氧化硫—加温法相比，半工业试验铜精矿品位由27.8%提高到28.7%，分离作业铜回收率由92.9%提高到94.7%，铜精矿含铅由3.71%降到0.6%，分离作业铅的回收率由79.7%提高到97.4%。

锌—硫分选

铅锌多金属矿石浮选工艺中，锌硫分离方法，从国内外选矿实践来看，大多采用石灰抑制硫化铁矿物(黄铁矿和磁黄铁矿)。硫酸铜活化闪锌矿。个别选厂在锌硫分离时还采用少量氰化物。值得注意的是加拿大布伦兹威克12号选矿厂处理铜—铅—锌矿石使用二氧化硫降低pH值(4.5～4.8)，并用蒸汽加温方法从含铅、锌、铜和FeS2的混合精矿中仅浮选黄铁矿(浮选pH为5.0～5.3)，改善了分选效果，使铅精矿品位提高8%。西德梅根选厂使用类似的方法，将锌—硫混合精矿矿浆加温至80℃，用二氧化硫在pH为4.6条件下处理，抑制闪锌矿，浮选黄铁矿，使锌精矿品位提高7%，达到55%。