简介：本文介绍了浮选柱的发展历史、工作原理和主要技术参数，结合国内外研制进展和生产实践，分析其优势与局限性，在此基础上提出浮选柱的发展方向。

简介：文章从试样的工艺矿物学研究出发，在查明试样化学成分、矿物组成、结构构造、赋存状态和嵌布关系的基础上，依据矿石性质制定了试验方案，尔后进行了大量的条件试验，以确定最佳的工艺参数，并以全流程闭路试验予以验证，取得了良好的分选指标，为合理利用国家矿产资源，提供了详实的设计依据。

简介：白钨矿现代浮选研究的成果,主要有石灰法、组合抑制剂法、新型抑制剂法,使用新型捕收剂、剪切絮凝法和热水浮选法等,这些研究从不同方面或不同程度地克服了彼德罗夫法和酸浸法的缺陷,使白钨矿浮选步入新的台阶。

简介：考察了不同矿浆pH时外控电位电化学处理黄铁矿的浮选行为。在酸性、有黄药存在的环境中，外控电位电化学预处理对黄铁矿的浮选作用不显著。在碱性、黄药环境中，电位为400～800mV间黄铁矿浮选回收率大幅升高，这是因为在矿物表面发生氧化生成了S^0及S2^0，同时黄药被氧化成双黄药。此外，通过黄铁矿电极的循环伏安曲线的测试及X射线光电子能谱分析．研究了外控电位电化学处理黄铁矿浮选的机理。在酸性、黄药环境中电位对黄铁矿浮选的影响：pH3．6时黄铁矿表现出良好的可浮性。外控电位电化学处理对其没有特别明显的影响，在乙基黄药、酸性环境中，外控电位电化学预处理电位对黄铁矿浮选的影响不是很显著。在碱性、黄药环境中电位对黄铁矿浮选的影响：在乙基黄药、碱性环境中，外控电位电化学预处理电位对黄铁矿浮选的影响很显著。

简介：本文论述了国内浮选机的应用情况，详细介绍了XJ，BF，BS—K，CLF，GF，CHF—X，HCC，JJF，KYF，LCH—X，SF，XCF，BSF，xHF，XHB系列浮选机的结构、特点，在此基础上提出今后浮选机研究与发展方向。

简介：本文介绍了丁基钠黑药、六偏磷酸钠捕收与活化含第Ⅰ副族元素矿物;Cu(Ⅱ)、Pb(Ⅱ)金属阳离子活化含第五主族元素矿物以及元素周期表中形成难溶硫化物的区域与矿物浮选的关系,并阐述了机理,有助于矿物浮选理论的深入研究.

简介：回顾了近年来我国萤石资源的产销状况，介绍了萤石的应用领域和前景。分析了萤石的矿石特性与浮选分离技术及其技术难点，提出应加强萤石工艺技术与调整剂的机理研究，并展望了萤石的发展战略与技术方向。

简介：在总结锌I系统银浮选富集生产实践的基础上,分析了浮选回收银的生产状况及存在的问题.从设备、工艺等方面对影响浮选银产量的原因进行了探讨,并提出了改进的措施.

简介：本文给出了黄矿铁硫化钠诱导浮选行为的基本曲线：上浮率－ｐＨ关系，上浮率－硫化钠浓度关系和上浮率－矿浆电位（Ｅｐｔ）关系。结果表明，硫化钠能诱导黄铁矿表面疏水，黄铁矿具有良好硫化钠诱导浮选行为。通过ＨＳ－离子吸附量测定、矿物表面中性硫的溶剂提取－化学分析、浮选试验、伏安曲线和量子化学计算，阐明了ＨＳ－离子在黄铁矿表面电化学吸附的机理，解释了黄铁矿硫化钠诱导浮选好的原因。

简介：本文叙述了该厂为提高萤石浮选精矿品位与回收率，排除重晶石对萤石浮选的干扰，将萤石按不同品级加以回收，获得了萤石精矿品位为９６％－９７％、萤石次精矿品位为８５％－８８％，其实际总回收率为７５％－８０％的较好生产指标。

简介：本文介绍了以自然铜为主的铜矿石浮选生产实践,针对矿山不同时期的矿石性质变化进行工艺设备改造和技术攻关,使选剐流程逐步趋于完善。生产技术指标达到了设计要求。

简介：本文介绍北选厂生产的基本情况，找到了重浮选回收率低的原因，提出了改善现场浮选作业条件、药剂种类，改进摇床作业条件，更换新的重选设备，加强生产过程管理、技术检验监督及职工队伍建设等建议，将达到提高重浮选回收率的目的。

简介：本文介绍了作者在难选锦矿石浮选过程中改变过去传统的选矿流程，采取集中粗选、分选精选的选矿方法，坚持饥饿加药的原则，获得了锑精矿品位为６０．６６％、锑浮选回收率为９０．０５％的较好浮选指标。

简介：锡矿山闪星锑业有限公司南矿选厂为我国典型的硫化锑矿选厂，其浮选尾矿中含有锑品位为0．20％硫氧混合锑矿，经过试验研究，采用浮选一重选联合工艺能有效回收尾矿中的锑矿物，成本低，效益显著。

简介：阐述了高铳分选过程中不同引入突破性控制手段－蒸汽加温所取得的效果，探讨了硫化帮物浮选机理的实质。同时，分析了加温浮选对高铳矿物浮选体系的影响及选成影响的主要原因，以及为改善浮选分离效果所采取的措施。

简介：研究了金川矿区镍黄铁矿在自诱导无捕收剂条件下的浮选行为。结果表明：镍黄铁矿在相应的矿浆电位下,在2.6〈pH〈12的范围内,都可实现自诱导浮选;利用电化学方法阐明了矿物表面氧化反应机理以及证明了实现镍黄铁矿浮选的主要疏水物质是单质硫。

简介：以浮选难处理金矿产焙砂为原料，试验氰化工艺提金效率可达55％，硫脲法提金效率可达60．34％，均较低。而试验氯化工艺时，研究出当盐酸加入量1．3倍（焙砂Fe理论耗量倍数）、氯化钠加入量90g/L、氯酸钠加入量为矿样量的10％，浸出时间6h和浸出温度85％时的浸金效率最佳可达87％。通过对氯化提金工艺进行简单热力学分析，得出增加盐酸和氯化钠的含量有利于氯酸钠浸金。

简介：本文用R-12、R-14、R-16三种两性捕收剂对菱锌矿、石英、方解石做了单矿物浮选试验和人工混合矿分离试验;并用测定ζ-电位、红外光谱等方法研究了R-12浮选菱锌矿的作用机理。

简介：本文用R系列两性捕收剂对水锌矿、石英、方解石进行了单矿物和混合矿浮选试验,混合矿的浮选分离取得较好结果,并用ζ-电位测定、红外光谱等方法研究了R-12与水锌矿的作用机理。

简介：本文主要介绍用絮凝-浮选法从重选厂尾矿的-19μm粒级中回收锡石的扩大试验结果。在离心机内絮凝脱泥可脱出产率60%、含锡0.0565%、锡损失率21%的指标。锡石浮选作业回收率达76.73%,对重选厂尾矿浮选回收率达22.95%,精矿含锡1.97%。重选-絮凝-浮选流程可得到产率4.45%,含锡2.18%、回收率60.26%的结果。