1破碎、磨矿矿石粉碎过程的改善，确定合适的粉碎粒度和工艺流程，合理的选择、使用、维护破碎和磨矿设备，对提高选厂的生产能力、节约能耗、降低选矿成本、改善选矿指标具有重要作用。2010年在碎矿和磨矿方面的研究主要集中在磨机介质优化，以及磨矿产品粒度组成改善对选矿指标影响方面的研究。

　　针对郑州氧化铝二厂生产能力低、磨矿细度不够及钢耗偏高等问题，肖庆飞等111对细磨机介质进行了优化研究。研究结果表明：生产中的主要问题是充填率不够、介质形状不合理及补球制度不完善。现场所采用的Y60mm钢球尺寸偏大，将其改为Y40mm并经配比后产品细度可提高10. 19个百分点。充填率从36%提高到40%产品细度可提高5. 90个百分点。在充填率相同情况下，混合铸段组比混合钢球组合格粒级提高了3.28个百分点，磨矿效率按新生成一170目计I提高武俊杰，戴惠新12针对某萤石矿选厂萤石矿易粉碎的特点，进行了实验室磨矿条件的研究，确定了较合理的磨矿介质与矿量比例、磨矿时间、钢球配比等磨矿因素，为工业试验提供了依据。

　　由于磨矿产品粒度的均匀性会直接影响浮选指标，梁冬梅等131在试验中主要通过对球磨机和棒磨机产品进行筛分分析，比较二者粒度的均匀性，考察了云南某硫化铜镍矿的浮选指标和浮选精矿中x'：201卜02―8氧化镁含量的变化情况。通过比较得知，对云南某硫化铜镍矿来说，粒度均匀性较好的磨矿产品浮选指标较好，且浮选精矿中氧化镁含量较低。

　　不同的磨矿细度对钛精矿的浮选指标影响很大，适宜的磨矿细度既能保证有用矿物较完全的单体解离，又不至于造成过粉碎而恶化浮选效果。章晓林等1 4研究发现，对所研究的钛铁矿兼顾精矿品位和回收率两方面的指标，以一0.074mm为标准进行衡量，其占有率为85%的磨矿细度为最佳入选细度。

　　2选矿工艺研究2.1铁矿选矿及降杂研究目前状高赤铁矿、高褐铁矿等由于选矿工艺复杂，所得铁精矿产品铁品位低，含磷高，仍然没有合理的选矿工艺较经济地利用这部分宝贵的铁矿石资源。针对这部份矿石，各研究单位和生产企业开展了大量的研究工作。

　　包子铺褐铁矿属于低铁高磷、高桂难选铁矿石，采用传统的机械选矿方法处理很难达到铁精矿品位57%以上的指标。邱崇栋，徐永仁151采用了新的方法来处理包子铺褐铁矿，其中采用磁化焙烧一磁选工艺处理，能有效提高铁精矿品位，可以得到铁精矿产率55.27%，铁品位59.47%，铁回收率9286%的良好指标；采用氯化离析一弱磁选探索试验处理，可以得到铁精矿产率36.26%，铁品位77. 22%，铁回收率80. 20%的指标。

　　某高磷赤褐铁矿用常规的强磁选、重选和浮选得到的选矿指标不够理想，张桂芳等161对其进行了矿石赋存状态研究，根据高磷赤褐铁矿的性质，采用氯化离析工艺进行试验研究，试验表明：氯化剂用量以25%为宜，还原剂用量以11%为宜，磁场强度以0.15T为宜，磨矿细度以一0.074占100%为宜。在最优工艺条件下，所得到的铁品位为55.77%，铁回收率为85.48%.张晓刚等171对某高磷赤褐铁矿进行了光谱分析、化学成分分析、铁物相的测定以及矿石赋存状态的研究。根据赤褐铁矿的性质，分别进行了硫酸、盐酸浸出试验。对最佳浸出酸进行了酸浓度、浸出温度、液固比、浸出时间等不同工艺条件的试验研究。试验表明最佳工艺条件为：HS）4浓度以8.33%较为合适，浸出温度以60°C为宜，液固比以2.5：1为宜，浸出时间以15mn为宜。最终得到的精矿铁品位为58. 96%，磷品位为0.222%，铁回收率为75.08%.肖军辉，张昱181对四川某踱状高磷赤、褐铁矿进行了800X9000mm回转窑磁化焙烧半工业试验研究，在焙烧过程中添加自行研发的LC降磷药剂获得了理想的降磷效果。试验得出的工艺综合条件为：焙烧温度1000°C，焙烧时间45mn焦炭用量8%，焦炭粒度一1mm球团直径―段磨矿细度一0.10mm占95%，弱磁选磁感应强度B=0.30T二段磨矿细度一0.045mm占80%以上，弱磁选磁感应强度B=0. 12T在此综合条件下可得到精矿铁品位65.93%，含磷0.225%，铁回收率78.91%的选矿指标，该工艺的成功为难选高磷铁矿石的开发利用提供了一条新思路。魏宗武等191针对云南某地踱状赤铁矿含硫（重晶石型）高、品位低、粒度微细、嵌布关系复杂的特点，在磨矿细度一0.074mm65%条件下，采用SLn泳动高梯度磁选机抛尾，得到品位51. 21%、回收率7432%的粗铁精矿；然后，将粗精矿再磨至一0.07495%后采用反浮选，得到品位59.24%、作业回收率79. 56%、含硫0.11%的铁精矿，铁总回收率达到59.13%.云南某铁矿石性质复杂，有用矿物为褐铁矿，杂质磷和硅含量较高，磷主要以胶磷矿或类质同象形式赋存在褐铁矿之中，属高磷难选褐铁矿石。柏少军等1101对该矿石工艺矿物学进行了研究，采用了反浮选一磁化还原焙烧一超细磨磁絮凝的选冶联合工艺处理该矿石，获得了铁品位为69.57%，回收率为71.62%的铁精矿，其中含磷0.29%、含硫0.17%、含硅5. 75%，为类似高磷褐铁矿的分选提供了一种新的思路。

　　柏少军等1111针对某铁矿石铁品位低，矿物嵌布粒度复杂，有害元素磷含量高，难选的特点，采用了反浮选一磁化还原焙烧一弱磁选工艺处理该矿石，获得了铁品位为68.22%，回收率为65.72%的铁精矿，其中含磷0.06%、含硫0.35%、含硅9.45%，为类似高磷菱铁矿的分选提供了新的思路。

　　冯翠英1121针对大红山铜铁矿铁精矿品位不高的问题，通过分析现场流程和试验研究，找出了影响铁精矿品位提高的主要因素，即现场磨矿产品铁矿物没有充分解离和磁选时磁铁矿形成磁团聚包裹脉石。最终制定了新的工艺方案，并进行了处理量为5.28Vd的扩大连选试验，在保证回收率的前提下，精矿品位从60.02%提高到6640%.朱冰龙，张保1131通过对昆钢大红山铁矿50万V吸400万V 3选厂的工艺流程及生产指标的介绍，分析了大红山深部铁矿（i铁矿组）的选矿工艺流程特点，提出利用摇床或高梯度磁选机在尾矿中选出中矿，提高资源的利用率。结合生产实际，认为目前400万Vs选厂存在的问题是赤铁矿所占比例的增加会影响铁的回收率，最终对50万V吸400万Vs选厂工艺流程进行了改造，为大红山深部铁矿的选矿开辟了新的途径。

　　黄会春，周跃1141针对云南某褐铁矿磁选厂入选矿石的性质及生产中存在的问题，结合试验研究结果，采取入选矿石配矿和脱泥、增加扫选作业、加强磨矿分级控制、浓缩机扩容等措施对原流程进行优化改造，在精矿铁品位略有降低的情况下，使精矿铁回收率提高19.55个百分点，并使矿石处理量提高20% ~25%，精矿产量增加28.72Vd魏宗武115针对云南某地含锰贫铁矿矿物嵌布粒度微细，组分复杂的特点，进行了选矿试验研究。研究结果表明：将碳粉加入原矿中进行氧化还原焙烧，再将焙烧所得矿石磨细至矿物单体解离后进行弱磁选回收铁矿物，可得到品位为49. 78%、回收率为53.58%的铁精矿；弱磁选尾矿再用强磁选回收锰矿物，可得品位36.54%、回收率为81.69%的锰精矿。

　　谢美芳等1161针对攀枝花钒钛磁铁矿精矿性质进行弱磁选提铁和精矿反浮选降硫等条件试验，在此基础上进行流程试验研究。结果表明：该磁铁矿弱磁选可获得铁品位57.17%，铁回收率89.94%的铁精矿；该铁精矿通过反浮选降硫使含硫降至0.26%，最终获得优质的钒钛磁铁矿精矿。

　　刘金浪等1171根据硫铁矿炼磺渣的性质，采用预选抛尾的方法预选了试样，在此基础上，分别进行了预选粗精矿还原焙烧的还原剂种类、还原剂用量、还原剂粒度、磁选磁场强度试验。试验表明：预选粗精矿焙烧时间在20mn温度在850°C时，以焦炭作还原剂，还原剂用量以5%、还原剂粒度以一1mm磁场强度以0.29T为宜，得到的精矿铁品位为51.71%，铁回收率为77.20%.李广涛118通过对四川某高磷踱状赤铁矿进行详细的工艺矿物学研究，查明了该矿石的化学成分、矿物组成、结构构造、主要矿物嵌布特性和有益有害元素的赋存状态，为该矿石的选矿工艺研究提供了依据。

　　江佳岑等119针对工业型连续式离心机深度精选细粒赤铁矿时，其分选效能和稳定性降低的问题，将实验室和工业试验数据进行了对比分析。结果表明，转鼓机械跳动增大对精矿品位影响不大，但降低了铁的回收率，铁的回收率降低的原因是由于转鼓跳动导致转鼓内表面局部倾角增大，矿浆流膜轴向流速加快，造成大量细粒赤铁矿无足够时间离心沉降成为精矿；并且，喷嘴间距增大导致喷嘴数量减少，流膜内贫连生体被往复水束流冲击卸落成为精矿的概率降低，从而有利于提高精矿品位，但也导至了铁的回收率下降。此外，分选效能与给矿性质紧密相关，在相同的操作条件下，工业型连续式离心机分别深选赤铁矿尾矿和难选赤铁矿原矿时，后者分选指标要明显优于前者。

　　云南某菱铁矿石铁品位偏低，矿物嵌布粒度复杂，有害元素含量高，属难选矿石。柏少军等1201对该矿石进行了反浮选脱硫磷试验，并取得了较好的结果，为类似难选菱铁矿的预先降杂提供了一条新的思路。

　　云南某铁矿石铁品位为34.75%，磷、硫、硅含量分别为0.85%、1.26%、29.23%.柏少军等1211对该矿石主要组分铁及有害元素磷、硅的赋存状态、矿物工艺特性等进行了详细研究。结果表明：矿石中褐铁矿嵌布粒度在20以下；有害元素磷主要以胶磷矿的形式存在，部分以类质同像的形式存在褐铁矿中，属于高磷难选铁矿石。

　　吴文丽，程永彪122研究了某铁矿石的类型、分布、不同类型铁矿石的化学成分、矿物成分、结构构造特点及铁的赋存状态和铁矿石的嵌布粒度，分析了该矿的特点，提出了该矿进一步选矿建议。

　　云南某铁矿石矿物主要为赤褐铁矿和菱铁矿，同时含磷1.13%.肖军辉，张昱1231采用氯化离析一弱磁选新工艺对该矿石进行提铁降磷研究，通过大量试验，得出的适宜工艺条件为还原剂焦炭用量10%，氯化剂L用量15%，离析温度1000G离析时间45mn磨矿细度一0.074mm占85.38%，弱磁选磁感应强度0.16T在此条件下，可使铁精矿品位和铁回收率分别达到75.33%~76.44%和韩元燕，戴惠新1241针对云南某钛铁矿含泥较高、矿物嵌布粒度不均匀的特点，采用螺旋溜槽预选抛尾、摇床精选、摇床中矿再磨再选的工艺流程，可得到TO品位47.41%、回收率51.47%的钛精矿。

　　昆明钢铁（集团）罗茨铁矿生产的铁精矿含硫0.46%、含磷0.45%，为使其硫和磷都降至0.20%以下，曲亮亮，周平125采用磁选一浮选试验流程。在最佳浮选药剂制度下，当PH为11.8时，试验可得铁品位62.89%、铁回收率89. 78%，含硫0.139%、含磷0.193%的铁精矿。

　　2.2铜镍矿选矿刘丹等1261针对云南某地难选氧硫混合铜矿进行了选矿试验研究。试验采用丁基黄药和羟肟酸组合捕收剂，经过两次粗选和三次精选的氧硫混合浮选流程，可获得铜精矿品位为15.52%、回收率为81.71%的较好浮选指标。试验所采用的工艺流程简单，易于工业化生产。

　　王少东等1271针对云南某氧硫混合铜矿石进行了选矿试验研究，通过对浮选指标各影响因素的优化，确定了浮选流程为优先浮选流程，最终可获得铜精矿铜品位39.84%，铜回收率为83.20%的选矿指标，使原矿中有价元素铜得到了有效回收。

　　孙玉秀等1281针对云南某地难选氧化铜矿进行了硫化浮选、离析浮选、硫酸浸出和氨浸等试验研究，最终确定适宜的选矿方案为硫酸浸出。在常温常压条件下，磨矿细度一0.074mm占545%；浸出所用酸量为20g/L浸出时间为90mn最佳液固比为3浸出率为60.10%云南某铜矿原矿为高含泥、高氧化率、低品位铜矿。王世涛等1291根据矿石的工艺矿物学特性，开展了“直接浮选”、“预先脱泥+浮选”和“酸浸”三种工艺流程试验。试验结果表明，“酸浸”

　　是最佳的提铜工艺流程。在较佳的酸浸工艺条件下，可获得铜浸出率92 09%，硫酸耗量54kg的技术经济指标。

　　云南大姚某难选氧化铜矿，氧化率高、结合率高、钙镁含量高、含泥量大、且含有大量的纤硅铜矿、嵌布粒度极细。采用浮选法或湿法回收铜都存在一定的难度。李松春等1301从工艺矿物学特征人手，查明了该类矿石难选的原因，并且选用了具有针对性的氧化铜矿活化剂D来活化氧化铜矿物，制定了较为合理的浮选流程，最终取得浮选指标较为满意，其中精矿铜品位为21.12%，回收率为61.29%，原矿中伴生的银也得到了回收。

　　云南易门铜矿属于一个品位低、难处理的大型铜矿床。普仓凤1311对该矿的物质组成及主要工艺矿物学进行研究，进行了实验室试验和连续扩大试验，连续扩大试验所得结果为：原矿品位0.279%，精矿品位19.38%，回收率76.27%.扩大试验结果表明所用流程畅通，技术指标稳定，易实现工业化。

　　德钦羊拉硫化铜矿是一个含硫化铁矿物的硫化铜矿床。矿石中有用矿物嵌布粒度极细，其它非铜硫化物含量较多，且与黄铜矿共生密切。互相包裹。可浮性很接近，分离非常困难。杨玉珠等1321根据矿石性质，研究并配制了兼顾选择性与捕收性能的混合型捕收剂，浮选试验结果表明，采用捕收剂YG-7可以获得较好的精矿品位与精矿回收率；而捕收剂YG-6则能保证低的尾矿品位和高的总回收率。

　　汤优优等1331针对复杂氧化铜矿，在查明试样化学成分、矿物组成和赋存状态的基础上，通过进行条件试验确定了试验方案与工艺流程；最终采用硫化铜和氧化铜混合浮选工艺，加入混合捕收剂丁黄药+KM― 20得到了铜精矿品位16.08%，回收率75.04%的浮选指标。

　　自2008年11月以来，汤丹公司选厂铜精矿受2038片区4广体的矿石性质影响，其铜精矿品位逐月下降，为此方建军，吴金明1341对汤丹公司2038片区4广体铜矿石单独处理，并采用腐植酸钠抑制碳质进行小型和工业试验，结果表明，腐植酸纳对提高4广体铜浮选精矿品位效果明显；在工业试验中，分选与混选相比，前者精矿品位提高了41%，选矿回收率提高了205%.樊建云1351主要针对思茅大平掌铜锌混合精矿分离困难的问题，进行了浮选药剂条件及工艺流程的研究，试验中着重论述了粗精矿再磨后脱药剂、抑制剂、组合捕收剂在铜锌分离浮选中的作用，并进行了铜锌分离铜精选闭路流程比较试验。在铜锌混合精矿含铜9.42%、含锌30.11%0寸，获得了铜精矿含铜23. 89%，回收率7444%；锌精矿含锌39.02%，回收率91.52%的闭路选别指标。

　　邱兆萤，乔吉波1361对云南某铜镍多金属矿石进行了选矿试验研究，通过对浮选指标各影响因素的优化确定了原矿磨矿（细度为一200目60%）―混选一粗精矿再磨（细度为一200目85.7%）分离的工艺流程，可以获得铜品位23.79%、含镍品位0.87%、铜回收率94.94%、镍回收率21.42%的铜精矿；获得镍品位7.01%、含铜品位1.19%、镍回收率58. 53%、铜回收率1.6%的镍精矿的工艺指标。原矿中伴生的有价元素银、金、铋等也得到了综合回收。

　　袁明华，普仓凤1371根据云南某低品位难选铜钼矿在生产实践中指标不好的问题进行了可选性试验研究。试验中采用铜钼混选一铜钼混合精矿再磨后铜钼分离的选别工艺流程，最终取得了铜精矿品位23 04%、回收率89.94%的试验指标。

　　洪家薇，周强1381对云南某复杂多金属硫化矿进行了工艺矿物学研究和浮选工艺流程研究，为选矿厂建设提供了依据。通过详细的试验研究，在不采用K2Cr7的情况下，成功地进行了铜、铅、锌分离。获得的试验指标：铜精矿含铜27.65%、铅2.61%、锌6. 15%、铜回收率68.47%；铅精矿含铅51.45%、铜0.51%、锌3 99%、铅回收率9210%锌精矿含锌46.94%、铜0.19%、铅0.47%、锌回收率85.76%.实现了无氰浮选。

　　冯致，戈保梁1391所研究的铜矿石原矿品位低，共生关系复杂、铜的嵌布粒度细，难以获得理想的选矿指标。根据矿石的特点，采用细磨加强了矿物的解离。最终获得了铜精矿含铜2457%，回收率84 14%的满意指标。

　　云南某大型铜矿氧化带存在深度氧化铜矿石，具有含铜量低、氧化率高、含泥量大、嵌布关系复杂等特点，属难选矿石。李波等1401经详细的工艺矿物学研究，查清了该矿石的物质组成、主要铜矿物的嵌布特征、铜元素的赋存状态，并分析了可能影响选冶效果的不利因素，为制定合理的选冶工艺提供了依据。

　　武俊杰等1411对云南某氧化铜矿进行了一系列浮选试验研究。实验表明：采用碳酸钠调整值，丁黄药作捕收剂，2油作起泡剂，硫化钠分段添加，经过一次粗选两次扫选、粗精矿和扫选中矿合并为最终精矿，可获得铜精矿品位16. 25%、回收率78.08%的浮选指标，与选厂现有流程相比，大大提高了精矿回收率。

　　岳紫龙，成建1421根据某铜钼矿石中的黄铜矿、辉钼矿嵌布不均匀、解离比较困难的特点，采用“铜钼混合精选一铜钼混精再磨后进行3次精选一铜钼分离一钼精矿3次精选一铜精矿1次扫选”的选别工艺流程及合理的药剂制度，得到钼精矿品位41.02%、回收率62.41%，铜精矿品位29.12%、回收率81. 10%的技术指标，使得辉钼矿和黄铜矿得到合理的回收。

　　23铅锌矿选矿某难选铅锌矿中原有选矿产品铅、锌品位不高，且互含较高，严重地影响了企业的经济效益。为了解决这一问题，谢贤等1431根据矿石的原矿性质，进行了选矿试验研究，通过多种方案比较，确定了优先浮选铅矿物、再选锌的流程，进行了浮选药剂条件试验和闭路试验研究。采用石灰调浆、硫酸锌抑制锌矿物，混合捕收剂优先浮选铅，在低碱条件下，用新型活化剂x-41活化选铅尾矿，丁黄药选锌，可以实现铅、锌的高效分离，铅精矿铅品位和回收率分别达到60.32%和77.03%，锌含量为7.51%；锌精矿锌品位为40.27%、回收率为漆小莉等144对某大型多金属共生硫化矿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、赋存状态和嵌布特征的基础上，通过探索性试验确定试验方案与工艺流程，并进行了大量的条件试验。在此基础上分别进行了优先浮选和混合浮选试验研究，最终确定采用优先浮选工艺流程，获得铅精矿铅品位57.03%、铅回收率6485%；锌精矿锌品位52.74%、锌回收率79.51%，硫精矿含硫35.77%、含铁39.05%、含铅272%、含锌1.65%的选矿指标。

　　何晓娟等1451对云南某难选氧化铅锌矿进行了浮选试验研究，采用先硫后氧、先铅后锌流程，并在氧化锌浮选作业采用加温及使用氧锌灵作辅助捕收剂的不脱泥流程，取得了锌总回收率83.26%，其中硫化锌精矿锌品位50. 38%、锌回收率16.69%；氧化锌精矿锌品位22.29%、锌回收率66.57%；铅总回收率56.37%，其中硫化铅精矿铅品位50.86%、铅回收率30. 61%；氧化铅精矿铅品位49.15%、铅回收率25.76%的技术指标。

　　云南某铅锌矿属富含铅、锌的硫化矿，铅的品位为4.67%，锌的品位为18.89%，伴生元素银、镉、锗以及黄铁矿均达到了综合利用指标要求。陈经华，赵学中1461对其在工艺矿物学研究基础上采用铅锌优先浮选流程，获得了铅品位为65.44%、回收率为81. 74%的铅精矿和锌品位为55.42%、回收率为9457%的锌精矿。

　　谭欣等1471对云南某砂岩型低品位复杂难处理氧化铅锌矿的选矿富集新工艺进行了研究。确定的工艺流程为“预先分级磨矿一混合浮选硫化铅和黄铁矿然后分离一混合浮选尾矿浮选硫化锌一硫化锌浮选尾矿磁选回收褐铁矿一磁选尾矿依次浮选氧化铅和氧化锌”通过有效的组合调整剂和复合捕收剂实现了氧化铅锌矿物的不脱泥浮选回收。选矿富集的氧化锌精矿（磁选精矿+浮选精矿）中的有价金属锌可以通过后续酸浸一萃取一电积工艺回收。

　　云南某氧化铅锌矿嵌布粒度微细、伴生关系复杂、含泥量大且原矿品位低。黄承波等1481通过多种方案的比较，采用硫化钠作铅矿物活化剂、丁基黄药作捕收剂优先选铅；选铅尾矿用十八胺作捕收剂选锌的试验方案，获得了含铅50.60%、铅回收率为77 65%的铅精矿，以及含锌40.39%、锌回收率为75.85%的锌精矿。

　　云南某地锌铟多金属硫化矿，原矿中的主要金属矿物是铁闪锌矿、磁黄铁矿和毒砂，富含银、镓、锗、铟等稀贵金属。曾茂青等1491针对毒砂可浮性很好，易浮难抑等特点，提出了精选1的中矿再选、再选尾矿并入最终尾矿排放、再选精矿返回粗选的流程，成功地实现了铁闪锌矿与毒砂的有效分离，获得了锌精矿品位41. 56%、回收率93.08%的指标，同时综合回收了原矿中共生的银、嫁和铟等稀贵金属。

　　云南某锡多金属矿原矿中含锌3.52%，其中易浮硅质矿物和磁）黄铁矿等含量高，难抑制，对浮选锌矿物的影响很大。针对此特点，冯忠伟等150对该矿石进行了抑硅浮锌试验研究。试验结果表明，以硫酸铝等作抑制剂、z-200号作捕收剂，并采用将精选1中矿经扫选后直接排尾的工艺流程，可获得锌精矿锌品位为49.51%和锌回收率为85. 23%的较好浮锌指标。

　　王玉芳等1511对兰坪某灰岩型低品位氧化锌矿进行了选冶试验研究。根据矿石锌品位低、氧化不完全的特点，提出了原矿直接氨浸一浸出渣选矿回收硫化矿的工艺流程，可有效地提高金属回收率，简化了工艺流程。

　　张春生152研究指出某冶炼厂在实践中摸索出了一套氧化锌矿直接浸出的工艺流程，其主要通过控制浸出时溶液中较低的酸度，约0.5g/L使Zn能顺利溶出，浸出率达85%以上。同时阻止了大量的硅、铁进入溶液，为后续工序创造了良好的介质条件。该工艺流程短，适应性强，生产技术管理方便。

　　陈经华，赵学中1531以云南某铅锌硫化矿为研究对象，在工艺矿物学研究基础上采用铅锌优先浮选流程，获得了铅品位为65. 81.74%的铅精矿和锌品位为55.42%、回收率为9457%的锌精矿。表明铅锌优先浮选流程适宜该矿石的选别。

　　李和平1541应用X―射线衍射及电子探针分析手段，查明了某地铅锌矿的矿石类型和结构、矿物组成、含量、金属矿物的嵌布特性及银的赋存状态。表明用大型精密仪器开展工艺矿物学研究较之传统镜下鉴定方法具有节省时间、鉴定准确、图像直观、工作深入的特点。

　　4磷矿选矿柏中能，王朝霞155研究了MO质量分数大于3.5%的高镁矿和MSO质量分数小于3.5%的低镁矿两种不同类型胶磷矿的浮选工艺技术，利用分类浮选优于混矿浮选的结论，对云天化集团安宁矿业分公司的原浮选工艺系统进行技术改造。改造后，产率提高了1.4%~2.5%，回收率提高了49%~5.41%，药剂用量降低了20%.分类浮选有利于提高资源利用率，降低药剂消耗和选矿成本，提高资源效益和经济效益。

　　赵靖等S在云南某硅钙质胶磷矿正一反浮选工艺流程研究中，采用CD乍为碳酸盐抑制剂，在正浮选作业中能较好地脱除一部分碳酸盐杂质，使得精矿脱镁率由6.49%提高至21.98%，反浮选药剂用量减少，且反浮选作业的泡沫性质得到改善，有利于工业化生产。

　　蔡秉洋等1571分别进行了高模水玻璃（m 2）和低模水玻璃（m=2. 3~25）应用于云南某磷矿浮选的研究，通过浮选试验结果的比较以及水玻璃在浮选过程中的溶液化学行为分析，探讨了液碱法生产的低模水玻璃在胶磷矿正反浮选生产中应用的可行性。试验结果表明：虽然高模、低模水玻璃在模数、硅酸钠含量及所形成金属硅酸盐的溶度积等方面有所差异，但根据浮选溶液化学理论计算结果，可实现二者在同样用量情况下，其调节溶液抑制脉石的能力基本一致。

　　彭芬兰等1581通过对云南某磷矿擦洗尾矿的粒度组成分析和试验研究，提出了增设二次分级脱泥作业来提高现场磷矿石擦洗工艺回收率的措施，所增设的主要设备为4PH-60型灰渣泵或6/4E―AH型沃曼泵，Y250水力旋流器。增设二次分级脱泥作业可日产粉精矿（PO品位>25%）247.14t在原有的磷矿擦洗回收率上增产10%.黄齐茂等1591针对云南某中低品位难选胶磷矿常温浮选性能差的特点，对改性脂肪酸酯及其盐组成的复合捕收剂进一步优化，并采用优化配方在常温下对该矿进行了闭路浮选试验。结果表明，新型复合捕收剂对该难选胶磷矿具有较好的起泡性、选择性和耐低温性。

　　601采用浮选柱对云南某胶磷矿进行了现场分流半工业试验研究，在一段反浮选的工艺流程结构下，获得了精矿品位为PO31.09%，精矿回收率93. 27%的良好指标。与同期浮选机生产相比，在给矿品位和精矿品位基本相同的情况下，PO回收率提高了7.43%.该技术的研究为我国中低品位胶磷矿的分选提供了新的途径。

　　赵凤婷1611根据云南某磷矿的性质，采用双反浮选工艺处理胶磷矿，在酸性条件下先用阴离子捕收剂反浮选脱镁，脱镁精矿再用阳离子捕收剂反浮选脱除硅酸盐杂质。结果表明：经过双反浮选可得到精矿P2Q>30%、Mg0.4%，磷回收率大于72%的选别指标。

　　杨稳权等1621对在晋宁胶磷矿浮选捕收剂中分别添加不同量的杂醇类物质PZ进行了研究，结果表明：PZ占捕收剂C一1混合溶液的15%时捕收性和选择性最好。另外，增加一定量的PZ浮选速率明显增加。特别是PZ占15%与10%相比，在0.5mi内浮选速率提高了29.63%；与不添加PZ相比，在精矿产率相近时，精矿PO品位提高了2.42%.说明添加PZ晋宁胶磷矿浮选有利。

　　2.5其他矿的选矿徐翔等1631经过研究发现，钛磁铁矿对钛铁矿的浮选会产生非常不利的影响。其单矿物研究结果显示：钛磁铁矿具有比钛铁矿更好的可浮性，浮选中会优先进入精矿，影响精矿品位，并增加药剂消耗；同时钛磁铁矿易产生磁团聚现象，造成机械夹带，包裹脉石的钛磁铁矿磁团聚体进入浮选精矿中，会降低精矿品位和回收率。对钒钛磁铁矿选铁尾矿实际矿样的实验结果表明：不除铁直接浮选钛0寸，精矿TQ品位为44 02%，回收率为4438%；而先经弱磁选除去钛磁铁矿后，采用相同的浮选流程和药剂制度，浮选精矿的T品位提高到了47.40%，回收率提高到了5264%.值是影响矿物表面电性和药剂活性的重要因素。徐翔等1641通过系统试验，详细研究了钛铁矿浮选过程中矿浆值对精矿品位和回收率的影响，发现4.5 ~5.5是钛铁矿浮选的最佳值区间。在此区间内，钛铁矿具有最佳的可浮性和选择性。根据浮选不同阶段对品位和回收率的不同要求，粗选和精选应分别选择5和4.5的M值为宜。

　　梁溢强等1651对云南某细脉浸染型复杂多金属钨钼矿，首先通过浮选回收钼、去除硫化物，然后用Falr离心选矿机预先抛尾得到钨粗精矿，粗精矿再经摇床重选得到最终精矿。对含WQ0.21%、MO0.049%的原矿，获得含W57.41%、回收率50.55%的钨精矿和含W2 51%、回收率为13. 42%的钨富中矿，以及含M35.21%、回收率为69.78%的钼精矿。该新工艺既减少了钼、硫等矿物对重选的干扰，又通过预选抛尾节约了大量摇床的投资，同时较大幅度降低了水耗和电耗，取得了较好的指标。

　　程永彪等1661研究了某含银140g佐右，铜0.61%，锌2423%，铅214%，硫7.43%的浸出渣。粒度分析表明90%以上的银集中在一0.074mm的细粒级浸出渣中。通过分析银化学性质和浸出渣中银及各物质的性质，考虑用氯化钠、硫化钠等预处理改善浮选指标；加入乙硫氮组合药剂来提高银浮选指标。组合用药的试验研究表明，选择组合用药制度有助于银回收率的提高。同时进行了闭路流程比较，获得了较理想的工艺指标。锌浸出渣通过一粗两精三扫流程，得到了品位为1 860~2060gt回收率达到了75.20%~79.00%的银精矿，铜也有一定的富集，但铜品位和回收率都不高，铜品位只有7.00%，回收率在43%左右。该试验研究取得的成果，对今后类似的锌浸出渣中银回收率提高具有一定的借鉴。

　　刘守信等1671针对云南某金矿石以细粒、微细粒赋存于石英、黄铁矿的性质，在磨矿细度一0.074mm75%、使用T1为活化剂、丁基黄药与A25为捕收剂的条件下，采用一粗一扫两精的工艺流程，获得了金精矿品位79. 30g/t回收率89.45%的较好指标。

　　9g的某地高硫原生金矿，开展了原矿直接氛化浸出、重选一金精矿氰化浸出、重选一金精矿焙烧一氰化浸出和浮选一金精矿氰化浸出等四种提金工艺流程的对比试验。结果表明，原矿直接氰化浸出是合理的提金工艺流程，其金浸出率可达86.85%.韩远燕，戴惠新1691针对云南某硫铁矿烧渣含砷较高的特点，采用磁选一酸浸联合流程从中回收铁，并通过条件试验确定了酸浸工艺的最佳条件。最终得到铁精矿品位61.铁回收率67.18%的技术指标。

　　唐敏，张文彬170采用化学药剂调节法，控制磨矿及浮选过程中矿浆的电化学特性，降低铂钯硫化矿的氧化速率，提高销钯硫化矿的选择性浮选效果，降低浮选药剂耗量，提高铂钯硫化矿浮选效果和浮选经济效益。自制的氧化调控剂oc加入磨机效果比较好，自然条件下进行浮选对该矿比较适宜，亚硫酸钠用量为500g财，对中矿处理效果令人满意。

　　云南某金矿的金主要以包裹体状赋存于黄铁矿中，浮选硫精矿硫品位46. 18%、金品位42. 42gt采用火法焙烧一氰化浸出的工艺回收硫和金。

　　叶富兴11将硫精矿在800C焙烧3h兑硫，然后在矿浆液固质量比为2：1用石灰调浆至1H=10氰化钾用量1kg/的条件下从烧渣中浸出金，获得硫回收率为99.79%，金浸出率为87.14%的指标。

　　肖军辉，文书明1721针对海南某地钨钼矿原矿性质，采用一次粗选一次扫选四次精选的浮选工艺回收钼，浮选尾矿采用弱磁选回收磁铁矿，一次粗选两次精选的重选工艺回收钨。通过试验得到了适合该钨钼多金属矿选矿的浮选一弱磁选一重选工艺流程，该工艺可以得到Ma品位为45.86%，含W0.07%，含Fe为1.12%，回收率为的钼精矿；W品位7280%，含Fe0.07%，含M.02%，回收率为8288%的钨精矿；Fe品位为56.88%，含W0.06%，含M0.03%，回收率为50.15%的铁精矿，实现了对低品位钼钨铁多金属矿的综合回收利用。

　　朱耀平1731研究全重、全浮、浮一重、浮一重一浮等多种方法分选彩钼铅矿的工艺条件和流程结构，浮一重一浮联合流程在原矿品位0.835%时，获得钼精矿品位7. 25%，回收率65. 00%的指标。

　　章晓林，徐瑾1741详细研究了一水硬铝石和脉石矿物在BS-3为捕收剂时的浮选特性，考察了调整剂在矿浆中对浮选的影响，并在此基础上进行了人工配矿和实际矿石的浮选分离试验研究。实际矿石试验结果为：精矿中A2Q和S的品位分别为64.55%和6.28%，精矿八AS为10.28A2O的回收率高达83.41%.云南文山某钛铁矿原矿含T5.96%，以钛铁矿为主，还含有少量的金红石。韦连军等1751研究指出原矿经磨矿分级控制入选粒度为一0.5mm采用水力分级后重选，水力分级粒度为0.038mm重选工艺流程为螺旋溜槽粗选、摇床精选，得到品位46.67%，回收率59.01%的钛精矿。该工艺流程简单投资小、选矿成本低。

　　云南省的硅石资源非常丰富，分布极其广泛且种类较多。王蓓等1761选用变质类型石英岩，并根据其杂质性质进行提纯试验研究。变质类型石英岩在粉碎至一500目，四酸联浸24 1提纯条件下，最终可得到石英精矿杂质总量为93. 7g/的高纯石英。

　　云南播卡金矿的矿石颗粒微小、含炭质高。陈海涛1771在该金矿石工艺矿物学研究的基础上，对比分析了原设计单位推荐的矿石处理方案，指出对氧化矿拟用全泥氰化炭浸、原生矿拟用浮选加重选的工艺流程，减少了因矿样含炭质高而降低金回收率的影响，同时使得各项生产指标十分理想，金回收率高达90%左右。

　　3选矿设备及自动化的研究秦虎等1781针对目前跳汰机运行过程中风量与水量的比值控制存在的主要问题，提出模糊控制与PD控制相结合的方案，介绍了跳汰过程与模糊控制的基本原理，并结合实际提出了风量与水量的比值设定值的控制算法和控制规则。

　　胡娟等1791在磨矿自动控制系统中，针对磨机电流特性将模糊控制与数学建模结合起来，使磨机处于最佳工作点，并有效克服矿石特性变化等各种因素引起的最佳工作点漂移的情况，使控制系统具有自动跟踪最佳工作点，以及稳定性好等优点。

　　熊红荣1801对永磁筒式磁选机的中心轴结构形式进行了研究，其目的在于总结磁选机中心轴结构形式的优缺点，结合磁选机实际使用经验，对磁选机中心轴进行分析和比较，优化了所用磁选机中心轴结构形式，以便保证磁选机运转更加顺畅、稳定和可靠，减少维护检修时间，提高设备的作业效率，降低运行成本。

　　李亮等1811在采用三菱公司12=系列PLC和亚控组态王软件的基础上，配以加药箱、配药箱、电磁阀、加热系统等组件，开发出了适合含稀土磷矿选矿的自动加药系统，将其应用于含稀土磷矿扩大连选试验，取得了满意的控制效果。

　　高压电选机高压电源的稳定性对分选效果有着非常明显的影响。修大为和李世厚1821通过研究发现：若电场稳定性好，电压波动小，给入的矿粒在电场中受力均匀，在电场中的精矿流和尾矿流随时间变化小，则有用矿物进入精矿流中的比重增加，矿物的分选效率提高，回收率提高，矿物的分选效果好，单位时间的处理量增大；反之，若电场稳定性差，电压波动大，给入矿物在电场中受力随时间变化大，分选过程中矿流随时间产生波动，则矿物的分选效率降低，回收率和台时处理量降低。

　　韩雄南，陈春霞1831介绍了在浮选工艺自动加药控制系统中。根据加药自动控制系统的特点、原理，运用PL智能控制及触摸屏，简化了操作程序，更加完善了系统功能。

　　韦振明等1841论述了一种新的硫化矿浮选技术―分段电位调控浮选。该技术可以提高铅锌银硫化矿的综合回收效果，尤其是可以提高银的回收率。该项技术在云南某铅锌银硫化矿应用非常成功，与传统的浮选工艺相比，铅回收率提高了6.38个百分点，锌提高了433个百分点，银提高了13. 43个百分点。

　　4选矿理论分析研究徐翔等1851研究了钒钛磁铁矿浮钛时残余钛磁铁矿的影响。我国钒钛磁铁矿资源丰富，最具代表性的攀枝花地区钒钛磁铁矿的选矿多是经弱磁选铁后，磁选尾矿再选钛。选钛物料中的主要含钛矿物是钛铁矿，但仍有少量残余的剩磁较大的钛磁铁矿，同时，磨矿加剧了磁团聚，部分脉石会随钛磁铁矿一起进入精矿，从而影响品位和回收率，也造成药剂的浪费。钒钛磁铁矿浮钛时残余钛磁铁矿有十分不利的影响，应在浮选前采取多次弱磁处理，尽量把钛磁铁矿去除干净。

　　王永志等1861通过测量不同含水量红土镍矿的静态休止角、内摩擦角、壁摩擦角以及附着力，研究其力学性能，为生产工艺优化设计、设备选型以及解决实际生产过程中物料流动问题提供了理论依据。伍博克等1871用加压硫酸浸出法处理云南元江高铁低镁型镍红土镍矿，考察了浸出过程动力学及控制步骤。研究结果表明，镍钴浸出过程可用收缩未反应核模型来描述，镍钴浸出率符合动力学方程1 1/3~Kt其浸出反应的表观活化能70K/ml界面化学反应为控制步骤。

　　微细粒嵌布的氧化铜矿物资源，由于其特殊的性质，非常难选。刘殿文等1881采用孔雀石纯矿物，研究了真空微泡浮选法的效果。通过与常规浮选试验结果的对比，表明真空微泡浮选是处理微细粒氧化铜矿物的有效方法。其主要原因是：真空浮选法可以优先在疏水性矿物表面析出大量的活性微泡，大量的活性微泡的存在，增大了气泡与疏水性微细矿粒之间的碰撞概率和粘附概率，从而提高了微细粒孔雀石的浮选效率。

　　廖元双等189研究了黄铁矿氰化试剂提金过程，以及氰化钠浓度、浸出温度和氧化剂等对金浸出率的影响，研究了氧化剂强化浸金过程的机理。结果表明：常温时，在双氧水为氧化剂的前提下，氰化钠浓度0.05%，浸出时间12h金的浸出率可达94%以上。

　　谢贤等190通过单泡管浮选试验，研究了丁黄药体系中硫酸铜、氯化铵、硝酸铅及自行研制的T一1对含铁7.21%的云南澜沧铁闪锌矿单矿物的活化性能。结果表明：氯化铵、硝酸铅对铁闪锌矿的活化效果较差，而硫酸铜在pH=13时可使铁闪锌矿的回收率达到61. 30%，T―1则可在1H=10时使闪锌矿的回收率达到6410%，T―1不仅对铁闪锌矿的活化性能比硫酸铜好，而且可比硫酸铜降低药剂成本20%. 5资源综合利用研究袁明华等1911针对云南某铜、锌、金、银为主的多金属硫化矿，进行了最佳药剂试验研究，在低碱性介质下实现了铜锌与硫的浮选分离，对伴生金、银进行了综合回收，低碱介质试验指标比高碱介质条件下的铜、锌、金、银的回收率分别提高了张林友等1921介绍了由于会泽选矿厂生产的废水量大于回水处理站的处理能力，超出能力的部分废水排入硫精矿库，给硫精矿库带来了严重的安全隐患，同时废水中含有少量的矿泥，直接排外或处理后外排都会造成铅锌精矿的损失。为了解决这一系列的问题，现场开展了相关的研究与生产实践，结果证明：在选矿回水未进入回水处理站之前进行再利用，可消解回水处理站的压力，提高环境保护质量，降低用水成本减少金属流失，增加企业的经济效益。

　　王春云，段习科1931米取酸浸一萃取一电积一渣浮选联合工艺综合回收氧化铜矿中的有价元素：首先酸浸氧化铜，通过萃取，电积工艺生产电积铜；然后浸出渣浮选，回收渣中的残余铜矿物及有秦虎等1991对国内外选矿自动化的现状做了71994-2016ChinaAcademic价金属金和银，提高氧化矿综合利用价值。

　　黄芳等1941针对某磷矿浮选尾矿的资源特点，将其作为高镁低品位磷矿进行处理，用萃取一反萃法分离酸浸液中的镁和磷。选择正丁醇作为萃取剂，在磷酸浓度为30%、萃取相比为1：1，温度为常温，萃取时间为5mir的均衡搅拌条件下，五氧化二磷萃取率可达到68%以上；用水作为反萃剂，在其加入量为反萃前有机相体积的30%，反萃时间为3mn常温条件下进行反萃，反萃率可达90%以上。该研究为综合回收磷矿浮选尾矿提供了基础性资料。

　　虚怀传等1951研究了四川某含金银的菱铁矿型铜矿，通过工艺矿物学研究和选冶试验研究，揭示了该矿具有较好的综合利用价值。该矿经过一粗、两扫、一精的浮选闭路试验，可获得铜精矿含铜20. 23%，产率6.95%，回收率97.41%；并且在铜精矿中含金486gt回收率94.63%；含银47%.浮选尾矿经过焙烧一磁选试验，可获得铁精矿含铁62 18%，产率为59.34%.试验研究结果表明该矿具有较好的综合利用价值。

　　某铜钼选厂采用磨矿一混合浮选一分离流程，经一粗一扫三精得到铜钼混合精矿，最后进行铜钼分离。该选厂的尾矿水碱度高，硫化钠含量高，如果直接返回利用会对铜矿物产生一定的抑制作用。为此周强等196进行了尾矿回水试验研究，试验表明，未经处理的尾矿回水和经阴离子絮凝剂或阳离子絮凝剂处理过的尾矿回水试验均得不到理想的试验结果。而采用KG处理的尾矿回水进行试验，结果表明，经处理后的回水对选矿技术指标影响不大，可循环利用。

　　牟联胜197介绍了云南某以赤褐铁矿为主的铁尾矿采用阶段磨矿阶段强磁选一反浮选脱杂的工艺，较好地回收了目的铁矿物，实现了与含铁硅酸盐矿物的较好分离。获得了铁精矿品位57.5%、铁回收率37.2%，其中磁性铁回收率95.4%，赤褐铁矿回收率54%的指标。

　　彭华等1981根据云南镇沅金矿尾矿性质分析，确定该矿山矿石选别后产生的尾矿堆存工艺一干式堆存，并提出了雨季干堆工艺及安全措施。为矿山尾矿处理设计及尾矿堆存作业提供。

　　6综述性研究介绍，重点介绍破碎、磨矿、药剂添加的自动化过程，并对选矿自动化发展趋势及存在的主要问题提出了个人看法，为实现生产过程智能综合自动化提供了。

　　霍明春，贾瑞强11001通过对近年来硫化矿电化学浮选理论研究成果进行了全面总结，分析了黄铜矿、方铅矿、磁黄铁矿、铁闪锌矿单矿物的电化学特性，并提出了存在的问题和研究的重点方向。研究指出：目前虽然对黄铜矿、方铅矿、磁黄铁矿、铁闪锌矿单矿物的电化学特性研究较多，但大部分都是利用矿物电极或金属电极进行的，对于矿浆电化学特性的研究基本没有进行在线检测，而是利用矿浆的上清液进行检测，因为纯矿物电极并不能从内部结构和导电特性上代表矿浆体系，从而造成数据的偏差较大。所以如何利用纯矿物电极使其能够更好地代表矿浆体系是进一步研究的方向。

　　李成秀，文书明11011根据我国磷矿资源特性，从选矿工艺、浮选药剂以及选矿新设备等三个方面总结了近年来我国磷矿选矿现状及其进展，并强调了高效浮选药剂的研制在处理中低品位难选磷矿石中的重要作用。柏中能，张文学11021论述了云南磷矿特定的矿石性质，根据中低品位磷矿难选的现状，总结了不同类型中低品位磷矿的选矿方法、工艺流程和药剂制度，对有效开发云南中低品位磷矿资源具有指导作用。

　　杨晶11031总结了钛铁矿浮选主要的常规捕收剂和新型组合捕收剂。在捕收剂的选择中，使用不同的组合捕收剂，可以改善矿物的捕收性能，得到比药剂单独使用时更好的效果。研究指出，目前所研制出的新型捕收剂中，MSR―2ROBH717、RSTF68X等都是微细粒钛铁矿的良好组合捕收剂。

　　聂琪11041论述了我国钼资源的现状，分别介绍了铜钼矿和多金属钼矿等不同类型钼矿的选矿方法，对钼矿选别过程中的药剂、流程等技术问题提出了建议和想法。

　　铁矿矿山的尾矿每天大量排放，不仅造成了资源的浪费，而且对环境造成了污染。金末梅，刘全军11051结合国内外一些实践经验，综合阐述了当前铁矿尾矿的现状和一些综合利用的途径。

　　罗溪梅等11M综述了近年来我国铁矿石选矿技术的新进展，主要包括新工艺、新药剂以及新设备的研究和应用概况，并对我国铁矿石选矿技术提出了建议，以期对国内外同行有所裨益。

　　―系统综述了难选氧化铜矿处理方法、药剂与工艺的新进展。针对氧化铜矿贫、细、难选的特点，指出工艺简单合理、适用性强、成本低、指标好的湿法冶金和选冶联合流程将成为主流浮选药剂特别是捕收剂、活化剂等方面的研究也将成为一个重点，认为氧化铜矿浮选时，混合用药比单一用药剂量少，并且可以提高浮选指标。

　　吴文丽11081主要介绍了氧化铅、锌矿各种浮选药剂的研究应用现状及发展。目前氧化铅、锌矿浮选药剂研究的主要发展方向是通过对氧化铅、锌矿浮选药剂作用机理进一步研究与探索，研发新型高效的螯合剂、复合药剂和组合药剂。

　　吕晋芳等11091综述了细粒锡石浮选所用捕收剂、抑制剂的种类、特点及应用现状，介绍了矿浆中金属阳离子对捕收剂性能的影响，指出了研发新型药剂和组合药剂的重要性，以期对国内外同行有所裨益。

　　1101评述了从锡尾矿中回收有价金属的进展状况与存在的问题。总结了我国锡尾矿的特点及难以再选的原因。并在归纳和分析国内外现有研究的基础上，针对当前新形势下锡尾矿中有价金属的综合回收提出了相应的思考和建议，包括有待解决的关键问题以及今后需加强研究的重点等。

　　陈锋等11111阐述了磁处理技术在选矿中的应用及磁处理机理研究现状、发展趋势。分析了磁处理技术由于其特有的性质和广泛的应用前景，对提高有用矿物回收率、节约能耗等具有重要的意义。

　　曹烨等11121在大量的基础上，系统地介绍了锑矿选矿的基础理论、选矿技术研究现状及其发展趋势。

　　王祥，周兴龙11131对多段圆锥螺旋分级机、复合式圆筛螺旋分级机、螺旋分级筛分机、斜窄流螺旋分级机等改进型螺旋分级机的结构进行了分析和评价。探讨了螺旋分级机的优点和目前的市场地位以及市场应用前景。

　　熊等1114对钛铁矿的浮选药剂、浮选工艺、钛精矿冶金处理的研究现状进行了分析讨论，认为加强微细粒钛铁矿的浮选能提高钛资源的回收率，而钛精矿中钙、镁杂质的降低是高效利用钛资源的关键。

　　赵群11151简述了国内铝工业的现状及国外以及省内铝土矿的资源状况，分析了国内外氧化铝工业的资源保障形式，提出云南铝土矿资源开发要重视选矿脱硅技术的应用，发展高附加值化学品氧化铝产业，氧化铝生产赤泥的综合利用以及对海外铝土矿资源的利用方式，构建我省铝土矿一氧化铝一电解铝的和谐生产链接。

　　李亚斐，刘全军11161简要介绍了近年来国内外在氧化铜矿浮选药剂方面的进展。提出对新型浮选药剂和组合用药的研究是今后氧化铜矿浮选药剂研究的发展方向。

　　7结语2010年以来，云南选矿科技工作在碎矿、磨矿、选矿工艺、理论及选矿设备及自动化等多方面的研究性论文显著增多，充分体现了选矿科技工作者更加密切关注生产实际，不断提高科研水平。选矿工作正在快速而又不失稳健地向前发展。