铜、锌硫化矿主要以黄铜矿和闪锌矿为主，二者常共生于同一矿体.在不同类型的铜锌矿石中，铜锌往往相互紧密共生，结晶粒度非常细小，同时常与黄铁矿和磁黄铁矿等矿物共生，浮选时受活化的闪锌矿的可浮性与铜矿物可浮性相似，这些因素都能影响铜锌分离过程的每一环节，致使铜锌浮选时难以分离.

1 铜锌分离工艺研究现状

随着选矿工艺的发展，铜锌硫化矿分离方法越来越多，主要有浮选法，包括优先浮选流程、混合浮选流程、部分优先-混合浮选流程等；其次是选冶联合工艺流程，主要处理复杂难选的铜锌矿石，一般采用全混合浮选获得多金属混合精矿，然后采用冶金工艺分离提取各种有价金属，其主要代表性工艺主要有：焙烧脱硫-酸浸工艺、加压浸出工艺、氯化物湿法冶金、氯化焙烧水浸等；同时生物浸矿技术、细菌氧化技术等工艺近年来不断得到发展，使铜锌硫化矿分离技术日趋成熟.

1.1 优先浮选工艺流程

俄罗斯的乌拉尔铜-锌矿石的特点是嵌布粒度很细，铜矿物和锌矿物与黄铁矿和脉石矿物紧密连生，黄铁矿含量高达70 %，黄铁矿易浮.B·A·古恰叶夫^[1]对该选矿工艺进行了研究，研究结果表明，采用半自磨技术，确定了快速优先浮选铜后、在添加石灰乳的高碱度矿浆中用戊基黄药和起泡剂进行铜锌混合浮选、铜锌混合粗精矿再分离的流程.应用这项技术，对两个矿床进行了试验，都获得了良好的浮选指标.

乌泽里金斯克矿床铜锌矿石中含有60 %的磁黄铁矿，选别时难以获得合格的锌精矿.M·A·阿鲁斯塔米缅等^[2]对该矿石进行了研究，并研制了优先浮出可浮性好的铜的主工艺流程，即先浮选分离出高质量铜精矿，再进行铜粗选，得到的铜粗精矿再磨再选，对铜粗选尾矿进行磁黄铁矿浮选，选硫尾矿再选锌的流程.最终获得了较好指标，总铜精矿含铜15.01 %，含锌2.23 %，铜总回收率为80.6 %，锌精矿含锌52.57 %，锌回收率为53.2 %，该工艺流程已应用于乌恰林斯克选矿厂.

杨国锋^[3]对某铜锌矿石以黄铜矿、闪锌矿为主进行了浮选和分离工艺试验研究，根据该矿石的特点，试验最终确定了优先浮铜、铜粗精矿再磨再选、选铜尾矿再选锌的工艺流程.在良好的条件试验及合理的药剂制度下，进行了闭路试验，结果获得了含Cu 18.45 %、Zn 5.81 %、Cu回收率71.54 %的铜精矿和含Zn 50.95 %、Zn回收率95.95 %的锌精矿.

建德铜矿^[4]多金属矿石矿物种类繁多、嵌布关系复杂、铜锌分离困难，试验研究确定采用组合抑制剂和混合捕收剂快速优先浮选得出部分优质铜精矿后，再进行铜锌优先浮选，使铜锌得以良好分离，闭路结果获得了含铜23.33 %、含锌3.61 %、铜回收率94.35 %的铜精矿，含锌48.17 %、锌回收率49.64 %的锌精矿.

1.2 混合浮选流程

阿舍勒铜矿^[5]是一大型铜锌黄铁矿多金属矿床，矿石结构和矿物之间嵌布关系均复杂.刘文华对该矿石进行了铜锌分离的研究，最终确定采用铜锌混合浮选、混合精矿再磨再分离的工艺流程，流程简单易操作，指标稳定，成本较低，并获得了良好的选矿指标：铜精矿含铜25.39 %，含锌2.21 %，铜回收率为94.05 %；锌精矿含锌52.30 %，锌回收率为73.21 %.

李吉云^[6]对黑山铜锌矿进行了试验研究，该矿矿物组成复杂，金属矿物主要有黄铜矿、孔雀石、闪锌矿、黄铁矿及磁铁矿等，原矿平均品位含Cu 0.78 %，含Zn 1.45 %.通过对优先浮选流程和混合浮选流程的对比试验研究，以确定试验流程.对比两种方案试验结果, 处理该矿用混合浮选-铜锌分离的选别指标要好于优选浮铜的选别指标.

李观奇^[7]对西藏墨竹工卡的复杂难选铜铅锌多金属硫化矿进行了研究，根据矿石性质的特点，试验确定采用铜铅混合浮选、混合精矿进行铜铅分离，选铅尾矿再选锌的原则工艺流程.通过技术创新，成功实现了铜铅分离，并取得良好的选矿试验指标：铜精矿含Cu 28.234 %、含Pb 4.122 %、含Zn 4.521 %，Cu回收率84.872 %；铅精矿含Cu 0.863 %、含Pb 68.122 %、含Zn 4.182 %，Pb回收率82.196 %；锌精矿含Zn 45.098 %、Zn回收率81.451 %.

1.3 部分优先-混合浮选流程

斯崇达^[8]对浙江平水铜矿铜锌多金属硫化矿浮选流程进行了改造，原流程经过多次改造后，最终确定了原矿经过粗磨后，部分优先浮选铜-铜锌再混合浮选、混精再磨分离的流程，现场生产指标良好、稳定，获得了含Cu 18.02 %、Zn 4.76 %、Cu回收率80.26 %的铜精矿，含Zn 49.88 %、Zn回收率68.36 %的锌精矿.

某矽卡岩型复杂铜锌硫化矿石嵌布关系密切，闪锌矿易受次生Cu²⁺活化，于雪^[9]针对该矿石的特点，提出了采用部分优先选铜、铜锌混合浮选、混精再磨再分离的工艺流程，并以Na₂S去除矿浆中多余的Cu²⁺，同时也可适当的抑制闪锌矿和黄铁矿，采用选择性强的SK9011为铜捕收剂，以ZnSO₄和Na₂SO₃组合抑制闪锌矿，成功解决了该矿石铜锌难以分离的问题，并获得了良好的结果.

俞炎良^[10]对铜都公司的铜锌硫多金属矿石进行了铜锌分离的研究.试验采用部分优先浮铜、混合精矿再磨再选、铜锌硫依次分离的工艺流程，以铜选择性好的甲基硫氨脂及BK301的混合液为捕收剂，配合锌矿物的有效抑制剂，铜锌矿物得到了有效分离.现场生产指标连续5年获得含铜>18 %，铜回收率>85 %的铜精矿，含锌>50 %，锌回收率>81 %的锌精矿.

1.4 浮选柱法

浮选柱具有以下特点：选矿效率高，富集比大；工艺流程简化；设备结构简单，易维护，安装与维修费用低；占地面积小，土建费用低；投资省，设备费用低；节能效率高，药剂消耗低，生产费用低；操作控制简单，易于实现生产过程的自动控制.基于以上优点，浮选柱设备结构逐步完善，近年来在选矿中应用较广.

EL坦尼特选矿厂的浮选柱回路包括4个2 m×8 m长方形浮选柱，高14.7 m，平行作业.J.B.耶那托斯针对该选矿厂铜回收率偏低的情况，对浮选柱进行了改进试验.改进后，铜精矿品位提高了2 %，铜回收率提高了1 %，使选矿厂每天可生产3 000 t 32 %的铜精矿.

澳大利亚的皮克选矿厂采用的是全浮选柱流程^[11]，该流程与正常浮选流程相比，具有诸多优点，为此，对某多金属含金矿石进行浮选试验研究，该矿石含铜0.7 %、锌1.26 %、金7.6 g/t，结果叶轮式浮选机流程不如浮选柱流程，相比之下，铜回收率提高了2.7 %，锌回收率提高了1.6 %，效果显著.

伊朗梅杜克矿床属于斑岩型铜矿^[12]，其铜矿物以黄铜矿为主，通过粗选段采用浮选柱、精扫选采用浮选机的半工业试验，结果获得了铜精矿含铜达25 %~29 %、含杂质少、铜作业回收率为86 %的良好指标.

1.5 选冶联合工艺流程

Д·Ж·格维列夏尼^[13]研究了马德纽里斯克矿床的铜锌矿石，该矿物组成复杂，不仅品位低，原矿含铜1.72 %，含锌0.78 %，且铜氧化严重，氧化铜含量为24.6 %，选矿指标一直很低，为了解决铜锌分离难的问题，采用选冶联合工艺流程处理该矿石较适宜.流程如下：首先通过浮选获得铜锌混合精矿，然后在450~600 ℃下进行硫酸化焙烧，再进行中性浸出和酸浸出，得到五水硫酸铜结晶，再用置换和熔炼法得到铜锌合金.整个流程铜、锌总回收率达85 %~95 %，效果显著.

李锋^[14]针对某难分选的铜锌矿石，提出了一种混合浮选-混精氧化焙烧-选择性浸出-铜、锌电积选冶联合新工艺.先后完成了试验室、扩大规模和半工业试验研究，取得了较为满意的结果.新工艺简化了选矿流程.混合浮选的铜、锌选矿总回收率比原分选工艺分别提高了2.4 %和44.8 %；从混合精矿到产出一号电铜和电锌，铜、锌回收率均达92.5 %以上.镉、钴、银等有价金属可进一步回收利用；而且铜锌电积或铜萃取产生的酸可全部返回使用.

B·A·钱图利亚^[15]对马列耶夫斯克矿石的物质成分进行了实验室研究，发现其属于变质多金属矿石，且含有变种磁性黄铜矿.根据矿石的复杂性，决定采用选冶联合流程处理该矿石，其方法是对浮选原矿预先磁选，磁性产品再磨后用硫酸浸出，可得到锌精矿和置换铜.然后按标准流程和工艺制度浮选非磁选产品，可得到铅精矿、铜精矿和锌精矿.该工艺有效的解决了该铜锌矿石难处理的问题，使铅精矿、铜精矿和锌精矿回收率分别提高了1.55 %、12.85 %和5.54 %.

李小康^[16]研究了低品位多金属铜锌混合矿的浸出条件，探讨了氧分压、酸度、温度、反应时间、添加剂等因素对铜锌浸出率的影响.结果表明，利用直接加压浸出的方法可使铜和锌的浸出率达98 %和99 %，同时也取代了传统的焙烧-浸出工艺，从生产源头上消涂了烟气污染.

1.6 生物浸出法

随着技术的发展，生物堆浸技术、细菌氧化技术等新型工艺不断得到推广，并取得良好的发展.

高温下细菌浸出含锌的硫化矿的工艺在工业上已经得到应用，纳米比亚南部RoshPinch矿场^[17]的矿石主要含黄铁矿、闪锌矿等，这两种矿物结合紧密，很难分离.使用GEOCOAT技术堆浸浸出这种含锌硫化矿，取得了很好的效果，66 d后锌浸出率可以达到90 %以上.

美国Kennecott铜矿^[18]是采用生物冶金方法从硫化铜矿中提取铜的代表.该堆浸工艺所用矿石大部分为低品位铜矿石，其主要为黄铜矿，平均铜品位只有0.28 %.该铜矿采用的生物冶金主要流程：矿石破碎后筑堆，再进行微生物堆浸，矿堆浸出18个月，铜回收率为27 %，然后通过溶剂萃取-电积作业，94 %~95 %的铜能被萃取出来，并用来生产出高质量的阴极铜.

紫金山铜矿^[19]中的铜矿物以次生铜为主，主要包括辉铜矿、铜蓝和硫砷铜矿等.由于铜品位非常低，平均品位只有0.063 %，传统的浮选和熔炼工艺不能很好的处理这种复杂低品位矿石.为此，该铜矿采用生物堆浸的方法进行处理，其流程主要为：地下采矿-生物堆浸-萃取-电积，从而形成了一条生物堆浸生产线，该生产线投入运营后，铜产量达到1 000 t/a.随着大型生物冶金基地的建成，铜浸出率更是达到了75 %~80 %，电铜质量达到国家A级铜标准.

1.7 其他方法

等可浮流程及加温浮选法在铜锌分离中也有应用.

吴熙群^[20]根据某锌铜硫矿石性质的特殊性，采用等可浮流程处理该矿石，以组合抑制剂石灰+硫化钠+硫酸锌+亚硫酸(钠)抑制锌硫，使得铜锌硫矿物得到了有效分离.通过闭路试验，获得了铜精矿含铜31.85 %、含锌3.04 %、铜回收率达91.40 %，锌精矿含锌52.89 %、锌回收率为74.87 %和硫精矿含硫41.64 %、硫回收率为82.37 %的良好指标.

据资料显示，有人对铜矿石、含铜矿物的浮选的中间产品或铜锌混合精矿进行了加温处理，方法如下：首先把矿样处理成浓度为20 %~50 %的矿浆，矿物中若锌单体解离不充分时，需进行再磨处理；然后只添加石灰4 000~8 000 g/t，或与Na₂S、Na₂S₂O₃(500~2 000 g/t)混合添加，在搅拌槽内加温至40~90 ℃，同时鼓入少量空气进行搅拌.矿浆温度升高可使锌受到抑制，增大了铜与锌的可浮性差异，从而实现铜锌的加温浮选.

2 铜锌分离药剂研究现状

浮选药剂分为调整剂、捕收剂、起泡剂等，其中调整剂包括pH调整剂、活化剂、抑制剂、分散絮凝剂等.随着浮选技术的日益成熟，浮选药剂也有深入发展，同时选矿工作者们不断研发出新产品，使很多复杂难选矿物得以良好的分选.通过对铜锌分离的捕收剂、抑制剂等药剂的研究现状进行了概述.

2.1 铜捕收剂研究现状

铜捕收剂种类繁多，有黄药类、黑药类、硫氨酯类、硫氮类、硫醇类等，其中近年使用较多、对铜选择性较好的捕收剂为(异丙)乙硫氨酯--Z-200，同时也有新型捕收剂出现，比如BK系列、Mac系列、PAC系列等.

И·И·马克西莫夫^[21]对萨费亚诺夫斯克矿床铜-锌矿石进行了浮选试验研究.以Aerophine 3418A和S703G为捕收剂、以硫氧化合物为调整剂进行了浮选研究.结果发现，在铜锌混合浮选中，混浮粗选一用Aerophine 3418捕收剂、粗选二用丁基黄药和丁铵黑药组合浮选，所得试验结果最佳.在用优先浮选流程试验中，采用Aerophine 3418A和丁基黄药组合捕收剂及硫氧化合物调整剂优先浮选铜时试验指标较好.

甲基巯基苯丙恶唑(MMBO)和6n-两氧基-巯基苯丙噻唑(PMBT)是两种专门研制合成的捕收剂^[22]，为了研究其捕收性能，用该药剂研究了西班牙索铁尔矿山的多金属硫化矿，该矿石铜、铅、锌含量分别为0.17 %、2.24 %和5.63 %，经研究发现，MMBO捕收剂对经CuSO₄活化后的铜锌有一定的捕收作用，而PMBT捕收剂则对铅有一定的捕收作用.两种新型捕收剂对铜铅锌可浮性有一定的差异性，可实现铜铅锌分离.开路试验结果获得了铜精矿含Cu 18 %~23 %、锌精矿含Zn 40 %~48 %，试验指标良好.

苯丙咪唑硫醇(MKBT) ^[23]是铜的选择性捕收剂.在浮选铜锌硫化矿时，与单用丁基黄药相比，MKBT与丁基黄药组合使用所得铜精矿中锌的损失率降低了11.5 %，ZnSO₄用量也降至350 g/t，而铜精矿提高了2.5 %的回收率，锌精矿提高了1.6 %的回收率，铜锌得以分离.

G·汉哥罗等^[24]研究了巯基捕收剂(黄药、黑药、二硫代氨基甲酸酯及其混合物)对富含斑铜矿的Okiep铜矿石浮选的影响.该矿石铜品位为1.8 %.用分批浮选试验评价了捕收剂对浮选指标的影响.试验结果表明，二硫代氨基甲酸二乙基酯(di-C2-DTC)是硫化矿物的弱捕收剂.用二乙基硫代磷酸盐(di-C2-DTP)捕收剂时获得的精矿铜回收率最高，泡沫含有较多的水，精矿铜品位较低.在捕收剂用量为0.139 mol/t时，用（90 % C2-X）:（10 % di-C2-DTP）和（90 % C2-X）:（10 % di-C2-DTC）混合捕收剂获得的精矿铜回收率比单用C2-X要高.在捕收剂用量为0.069 5 mol/t时，用（90 % C2-X）:（10 % di-C2-DTC）混合捕收剂获得的精矿铜品位比单用C2-X要高.

Z·S·马尔科维茨等^[25]研究了一种新牌号试剂Z-96的某些电化学性质和浮选特性.由Z-96试剂与PEX (乙基钾黄药)按30:70比例配制的一种混合捕收剂，在浮选试验中获得了最好的结果.试验矿石来自南斯拉夫V.Krivelj的铜矿.试验结果表明，Z-96试剂在磨矿阶段具有良好的抗腐蚀性能，以及Z-96/PEX混合捕收剂在浮选铜矿物时显示出良好的捕收性能.使用Z-96/PEX混合物作为铜矿物的捕收剂时，在实验室试验和工业试验中铜的回收率大约都提高了2 %.

陈金中等^[26]对高效捕收剂PAC浮选硫化铜矿石进行了研究，建德生产流程为原矿一段粗磨，快速优先选铜，快铜尾矿再磨进行第二段选铜，选铜尾矿进行锌硫等可浮，锌硫再分离.在原有设备和流程的基础上，采用新型捕收剂PAC后，建德铜锌矿的铜、锌回收率分别提高1.6 %和22.3 %；应用于凰凰山后，其铜硫矿的铜、金和银回收率分别提高1.5 %、4.7 %和4.3 %，经济效益十分显著.

宋涛^[27]对内蒙古某地的铜铅锌复杂多金属矿进行研究，原矿含Cu 0.25 %、Pb 2.53 %、Zn 4.47 %，并且伴生Ag 92.5 g/t、In 42.5 g/t，在研究了该矿石的工艺矿物学的基础上，主要进行了捕收剂的种类和用量试验，最终选择了YY-B01作为铜铅粗选的捕收剂，从而得到铜精矿中含Cu 17.62 %、回收率达到58.26 %；铅精矿含Pb 66.55 %、回收率高达90.39 %；锌精矿含Zn 48.12 %、回收率90.29 %；与此同时，贵金属得到回收.结果表明，此捕收剂可有效应用在该复杂多金属矿.

王奉刚^[28]对某铜锌硫化矿石进行了研究，试验以硫酸锌和亚硫酸钠2:1的配比组合抑制闪锌矿，以选择性较好的捕收剂Z-200浮选铜，采用快速优先浮选铜，铜粗精矿再磨再选的流程实现了铜、锌矿物的分离.通过闭路获得了铜精矿含铜17.36 %、含锌3.96 %、铜回收率为94.51 %，锌精矿含锌44.99 %、锌回收率为85.67 %的良好指标.

李文辉^[29]针对某低品位铜铅锌矿石的综合回收开展分离浮选试验研究，采用优先浮选分离流程，以Na₂SO₃+ZnSO₄作铅锌硫矿物的抑制剂、LP-01为选铜捕收剂，优先浮选铜矿物，浮铜后采用SN-9+苯胺黑药混合捕收剂作铅矿物捕收剂，通过闭路试验，获得铜精矿含铜24.27 %、含铅2.03 %、含锌2.58 %、铜的回收率为88.56 %，铅精矿含铅50.73 %、含铜2.53 %、含锌8.69 %、铅的回收率为70.10 %，锌精矿含锌52.10 %、含铜0.36 %、含铅1.31 %、锌的回收率为81.99 %.

赵开乐^[30]针对四川白玉铜铅锌共生矿矿石性质复杂，铜铅矿物嵌布粒度极细，铜锌矿物致密共生等特点，确定采用铜铅部分混合优先浮选工艺流程，以EM-WB-12为铜捕收剂，选铜尾矿选铅，铅粗精矿再磨再选，试验可获得Cu+Pb品位28.09 %，铜、铅回收率分别为85.00 %、53.38 %的铜铅混合精矿，铅品位和回收率分别为52.68 %、30.13 %的铅精矿以及锌品位和回收率分别为52.72 %、73.62 %的锌精矿，同时伴生银得到了有效回收.

2.2 锌抑制剂研究现状

锌抑制剂种类也较多，常用的有ZnSO₄、Na₂SO₃、Na₂S、Na₂S₂O₃、氰化物等，其中氰化物毒性强，采用较少，而ZnSO₄和Na₂SO₃对锌抑制能力较弱，往往要通过其他药剂配合使用才能达到效果，因此近年来新型抑制剂也不断得到开发.

唐平宇^[31]针对某含砷中细粒嵌布难选铅锌矿石的特点，通过研究，采用高碱条件下铅锌依次优先浮选工艺流程.试验在选铅时以亚硫酸钠+硫酸锌+JSY01组合抑制锌硫砷矿物，选锌时以硫酸铜活化锌矿物，在铅、锌精选时分别以高锰酸钾和石灰+高锰酸钾抑制毒砂，获得铅精矿品位75.62 %、回收率87.63 %、含砷0.28 %，锌精矿品位45.73 %、回收率83.51 %、含砷0.44 %的良好指标.

汤小军^[32]对雅安某铜锌矿进行了试验研究，采用T-206组合抑制剂与硫酸锌共同作用抑锌，获得铜精矿品位为21.17 %，铜回收率为90.22 %，含锌4.32 %的较好小型闭路试验指标.为该矿床的铜锌浮选分离开辟了新途径.

张晗等^[33]对某复杂铜铅锌多金属硫化矿石进行了选矿试验研究，根据矿石的特殊性，铜铅混合浮选采用XY-09型抑制剂和XYB-09型捕收剂，强化抑制闪锌矿，基本解决次生铜活化闪锌矿问题，为保证铜铅混合精矿有效分离、锌精矿质量及回收率创造了有利条件.

李玉芬^[34]对文山盘龙选矿厂的某地铜锌矿石进行了研究，采用优先浮选流程.通过试验研究，发现铜精选添加CCE时，铜尾矿锌品位和锌回收率比不加时分别提高了2.11 %和24.09 %，铜精矿铜品位和铜回收率分别提高了8.77 %和23.98 %，这说明CCE组合抑制剂在铜锌分离时可有效抑制锌，从而实现铜锌良好分离.工业生产获得了较好的指标.

袁明华^[35]对某复杂铜锌硫化矿石进行了浮选分离试验研究.试验采用优先浮选原则流程，抑制剂选用硫化钠、硫酸锌和亚硫酸钠的组合实现抑锌浮铜，选铜尾矿再选锌.闭路结果得到了含铜22.21 %、铜回收率73.18 %的铜精矿，含锌43.20 %、锌回收率67.55 %的锌精矿，试验指标良好，铜锌实现分离.

据报道^[36]，有人在铅-锌-银多金属硫化矿浮选时发现二甲基二硫代氨基甲酸盐是一种抑制性能很强的药剂，可作为氰化钠的替代品，抑制闪锌矿和黄铁矿，而对方铅矿和斑铜矿等矿物有一定的活化作用，从而可实现铜铅锌分离.

3 铜锌分离理论研究进展

Gun Berglund^[37]对黄铜矿等3种硫化矿应用纯氮和纯氧及混合气体研究矿浆的氧化状态，矿浆含氧状态与矿浆氧化还原电位及浮选结果存在密切关系.

Vhintikka V^[38]通过长期的试验研究，提出了一种使用浮选气体(如空气、氮气等)就能控制电位浮选(添加化学调控剂)的方法.为此对铜铅锌复杂多金属硫化矿进行了该项研究，发现可在整个浮选阶段使电位保持恒定，相比不控制电位时，铜矿物可浮性得到提高，从而扩大了铜锌的可浮性差异，实现铜锌分离.

Leppinen J O^[39]对复杂铜锌硫化矿的浮选分离的电化学控制进行了研究.通过研究发现，对于锌浮选部分，最佳电位应控制在-150 mV的低电位；而对铜浮选部分，最佳电位应控制在+50~+150 mV的较高电位之间.

V·帕那亚托夫^[40]研究了抑制矿物的电物理特性.通过控制黄铜矿的表面电位而不添加抑制剂就能抑制锌，从而通过直接在浮选槽中应用电化学处理的方法实现铜锌分离.根据该项研究，研究人员专门设计了电极系统，以使浮选槽的流体动力学特性不受干扰.实践表明，电化学处理得到的结果优于常规浮选结果.

V.E.Vigdergauz等^[41]研究了黄铁矿、闪锌矿和黄铜矿在添加了苯乙烯-丁二烯共聚物后矿物表面的润湿性以及它们的矿浆絮凝及可浮性的影响.在一定pH值条件下，研究了苯乙烯-丁二烯共聚物与黄药的组合作用如何改变矿物表面疏水性以及整个絮凝和浮选过程.该条件的确定将通过改变矿物表面的疏水性达到矿物分离的目的，因此该项研究为铜锌分离提供了一定的方向.

4 结束语

铜锌矿石的分选在多金属硫化矿中一直是较难的课题，其中浮选研究是选矿工作者们近年来比较关注的话题.从本文的概述中可以看出，随着研究的深入，铜锌硫化矿的分离工艺及药剂在近年都得到了很大地发展，新工艺及新药剂不断涌出，尤其是浮选柱法，由于其操作易控制，节能等诸多优点在铜锌分离中应用前景广阔.铜、锌矿石都属于不可再生资源，面对资源日益枯竭的今天及铜锌矿石的复杂化，加强铜锌分离的理论研究及继续开发新工艺、新药剂势在必行.