目前国内处理铅锌矿的工艺流程有:电位控制浮选、浮选工艺流程、硫化浮选工艺法、重选-浮选工艺、改性胺浮选法、螯合捕收剂浮选法、浸(氨浸、酸浸)出-浮选、快速浮选、分支串联浮选、异步混合浮选、部分快速优先浮选、选冶联合等工艺,就单一浮选而言又分先铅后锌的优先浮选,先硫化矿后氧化矿的分段浮选,先浮易浮矿后浮难浮矿的等可浮流程。购买铅锌矿选矿设备，就来河南佰辰机械!

    针对目前国内的中低品位氧化铅锌矿资源,研究重点倾向于选冶联合工艺流程,也就是选矿采用正反浮选的技术方案,生产出选冶联合技术求的氧化铅锌精矿,但不是国标求的高品位氧化铅锌精矿;冶金可以采用硫酸成浸、净化等一系列过程产得金属。云南省会泽铅锌矿的深部高品位富锗铅锌混合矿,研究成功“先硫后氧-先铅后锌-等可浮-异步选铅-留着硫异步混选-硫化铅、锌、黄铁矿分离-氧化铅硫化浮选-氧化锌不脱泥浮选的复杂多金属硫化矿-氧化混合矿综合选矿新技术”,并已成功地用于新建65万t/a的选矿厂。

    电位调控及电化学控制浮选先后在凡口铅锌矿、南京铅锌银矿、青海锡铁山铅锌矿等数家铅锌选矿厂应用。实践证明其具有技术先进、流程简单、药剂用量少、分选指标高、对不同类型铅锌硫化矿适应性强、稳定性好、环境污染少等明显优点,属我国国内外重大创新,对浮选理论的发展做出了重大贡献。

    李显元对某难选铅锌矿采用将不同性质的矿石分开进行浮选,直接生产混合精矿的技术方案明显降低了生产成本,提高了经济效益。云南某黄铁矿型含银铅锌多金属硫化矿采用优先浮选流程及所选药剂条件处理该试料可获得铅品位57.33%、铅回收率94.08%、银品位2201.72g/t、银回收率83.14%的铅精矿;锌品位48.28%、锌回收率88.38%的锌精矿和硫品位45.09%、硫回收率77.39%的硫精矿。浙江遂昌花园岭四号铅锌矿采用优先浮选流程,终闭路试验获得:铅精矿品位56.63%、铅回收率70.70%,锌精矿品位55.76%、锌回收率90.92%,硫精矿品位49.50%、硫回收率81.68%的试验指标,其中锌精矿、硫精矿均为品。

    黄沙坪铅锌矿近几年将选矿工艺由等可浮改为优先浮选的生产实践,新工艺指标稳定,成本低,尤其是重选选硫为该矿工艺上的突破,为企业创造了显著的经济效益。水口山铅锌矿采用高浓度粗粒快速浮选生产工艺,提高了设备处理能力和浮选技术指标,同时降低了生产成本,取得了显著的经济效益。某氧化铅锌矿石氧化率高达92%以上,采用硫化-黄药法浮铅、硫化-胺法浮锌的不脱泥浮选工艺,并采用D6调整剂,可获得铅精矿含铅60.89%、含锌5.84%、铅回收率92.72%;锌精矿含锌36.4%、含铅0.5%、锌回收率83.22%的试验指标。生产实践结果表明工艺条件合理,指标稳定可靠。

     庆元铅锌矿根据原矿的性质优化选矿流程,将易选的巨鸟洞矿石通过粗精再磨再选,直接浮选生产高品位、高质量的铅精矿和锌精矿。较难处理的老鹰岩矿石先混合浮选,产出铅锌混合精矿,然后用摇床分选出部分铅精矿,该工艺提高经济效益。郭兴忠等利用熔融还原法的基本原理,对低品位氧化锌矿采用铁浴熔融还原法和铝浴熔融还原法进行了研究,获得试验结果为:原矿22.15%Zn,采用铝浴还原法处理,氧化锌粉中ZnO为98%～99%,锌的回收率过95%,并认为熔融还原法更适于火法处理氧化锌矿。

    王国军以氧化铅锌矿为原料,采用硫酸浸出、净化除杂、碱锌合成、干燥煅烧等工序制取活性氧化锌,锌的回收率可达92%,ZnO的含量为98.5%～98.9%,并可实现铅锌分离。

   我国氧化铅锌矿的浮选主的难题就是矿泥的问题。矿泥包括原生矿泥和次生矿泥,原生矿泥主是矿石中的泥质矿物如高岭土、绢云母、绿泥石等,次生泥质主是指碎矿、磨矿、运输、搅拌等过程中由于过粉碎所形成的。矿泥使硫化剂的有效浓度降低,且矿浆溶解度增大,增加了硫化剂的用量,矿泥常常污染氧化矿表面,失去其原有浮游性;矿泥黏附在颗粒矿物的表面,阻碍了目的矿物与捕收剂发生作用。此外矿泥还易附着在液-气表面随着泡沫进入精矿中,使精矿品位下降。

   针对矿泥对氧化铅锌矿浮选的阻碍原因,目前采用的脱泥方法有:  (1)矿石预处理工艺,通过水力旋流器分级脱泥;

  (2)添加水玻璃、碳酸钠、六偏磷酸钠将矿泥分散,消除细泥覆盖在其他矿粒表面上的有害作用;

  (3)分段分批加药,避免一次性加药被矿泥吸附;

  (4)采用较稀的矿浆浓度,减少粘性及其在粗粒表面的覆盖。

  (5)其他,会泽铅锌矿采用混合胺与仲辛基黄药合用不脱泥直接浮选氧化锌;对矿浆进行电化学预处理,降低矿泥对胺法浮选氧化锌的影响;国外有通过在浮选过程中,加入调整分散矿浆,抑制脉石,再加入絮凝剂,絮凝细泥,加入硫化物硫化,用巯基羧酸酯及塔尔油和2号燃料油混合浮选。