摘要：
黄铁矿是常见而重要的硫化矿物之一，常与金、煤、石墨和其他有价硫化矿物（方铅矿、闪锌矿和黄铜矿等）共生。黄铁矿在多数矿物中作为脉石矿物存在，只有作为载金矿物存在时才被认为是有价值的矿物。黄铁矿具有特殊的半导体性质，可与浮选矿浆中浮选药剂、磨矿介质和氧气发生复杂的电化学反应，并且黄铁矿可浮性与电化学反应之间具有较强的相关性，因此明晰磨矿和浮选过程中黄铁矿表面电化学行为是至关重要的。本文介绍了常用黄铁矿浮选药剂（捕收剂、活化剂和抑制剂）的吸附机理，重点讨论了溶解氧浓度和矿浆pH对黄药在黄铁矿表面吸附能力的影响。从矿浆pH和电位的角度详细讨论了水和氧体系中黄铁矿的氧化机理，明确特定参数下黄铁矿表面氧化产物的分布特性，并提供了在温和氧化电位下黄铁矿表面形成的疏水性物质（如元素硫、金属多硫化物或缺金属硫化物）诱发无捕收剂浮选的证据。此外，磨矿环境（磨矿介质和气体组分）也会极大地影响黄铁矿的电化学氧化还原过程。黄铁矿与磨矿介质之间会因两者剩余电位差异发生强烈的电偶作用，使得黄铁矿表面发生氧化反应，从而显著影响黄铁矿浮选行为。基于近几十年研究成果，本综述对磨矿和浮选过程中黄铁矿表面电化学行为进行了系统地描述，完善了电化学调控黄铁矿表面化学性质的基础知识，为黄铁矿浮选分离提供理论性技术支撑。

摘要：
我国磷矿资源丰富，储量较大，已探明资源量位居世界前列，但存在资源分布不均、“富矿少、贫矿多”、平均品位较低的问题，常见难选沉积硅-钙质磷块岩普遍具有嵌布粒度细、矿物组成复杂、共生关系密切的特点，导致传统单一正、反浮选工艺难以获得理想的选矿效果，在此背景下，双反浮选工艺因其特殊技术路线，通过选择性抑制和差异性捕收实现了硅酸盐与碳酸盐脉石矿物的高效分离，现已成为处理中低品位胶磷矿的核心分选技术。综述了双反浮选工艺在捕收剂和抑制剂作用原理、新型捕收药剂研发、不同工艺流程选择等方面的研究进展，重点讨论了云南、贵州、湖北三省的磷矿选矿工艺，针对以上不同地域矿石特性，采用双反浮选与其他工艺联合的差异化分选方案，应用案例表明，通过双反浮选工艺的持续优化与组合创新，最终可获得稳定的优质磷精矿，满足下游生产需要。总结了双反浮选工艺的主要发展和研究方向，指出新型环保药剂研制、流程优化控制与智能系统结合将是解决磷资源供需矛盾、实现行业可持续发展的重要技术支撑，为我国中低品位胶磷矿资源的高效利用提供了切实可行的技术方案。

摘要：
为充分回收利用新疆某金锑矿，制定合理的选别工艺流程，采用化学分析、光学显微镜、扫描电镜-能谱仪（SEM-EDS）和工艺矿物学自动分析仪（BPMA）等方法对金锑矿矿石进行系统的工艺矿物学研究，包括矿石矿物组成及相对含量、金矿物的形态和粒度分布特征、主要金属矿物和脉石矿物的赋存状态等，并对原矿进行了重浮联合工艺试验。结果表明：该矿样回收的有价金属主要是金和锑，金品位8.16g/t，锑含量3.14%；金矿物主要为含银自然金，仅少量的自然金。金属硫化物主要为辉锑矿（4.37%）和少量黄铁矿、磁黄铁矿（1.29%）；目标矿物为含银自然金、自然金和辉锑矿。在-0.074 mm占80%的磨矿细度下，金主要以单体解离金和裂隙金形式赋存，占61.75%，其次包裹在金属硫化物中，少量分布在其他脉石矿物中。金嵌布粒度较广，细粒者仅为纳米级，粗粒者可达0.1 mm以上；辉锑矿粒度分布不均匀，细粒者仅0.001mm，而粗粒块状辉锑矿集合体粒度达3mm。在该磨矿细度下，辉锑矿的解离度较高，单体部分占83.72%。金矿物多与辉锑矿共生，部分自然金浸染状包裹在脉石或金属硫化物中。根据工艺矿物学研究结果，采用阶段磨阶段选的重-浮联合流程试验可获得混合后金456.5g/t的超高金产品、金54.74g/t的高金低锑产品和锑46.38%的低金高锑产品，金综合回收率95.81%，锑综合回收率97.69%。研究对同类型的金锑矿石选冶工艺优化及生产实践提供了技术借鉴。

摘要：
为实现中低品位共伴生复杂铁锰矿资源合理利用,本文采用化学成分分析、X 射线衍射分析、场发射扫描电子显微镜等检测手段,针对非洲加蓬某中低品位铁锰矿开展了详细的工艺矿物学研究及探索性选别试验。研究表明：该铁锰矿中 TMn品位为34.20%,含锰矿物以软锰矿为主,占比54.21%；TFe品位为35.76%,主要以褐铁矿形式存在,占比35.76%；脉石矿物含量较低,主要为石英、黑云母和白云母等。软锰矿主要呈不规则粒状集合体形式产出,内部多孔,常与褐铁矿等紧密连生；褐铁矿呈不规则粒状、同心环带状集合体颗粒,内部孔隙/孔洞发育,孔洞常被微细粒石英等脉石矿物充填。基于工艺矿物学特性,,该铁锰矿资源矿物组成复杂且铁锰矿物性质相似,共伴生关系密切、矿物之间可选性差异小,采用常规选矿工艺难以实现矿物高效分离。采用氢基矿相转化-磁选工艺流程,可得到TMn 品位为 58.30%、锰作业回收率为85.15%的优质锰精矿及TFe品位为53.76%,铁作业回收率为79.00%的铁精矿的选别指标,为非洲加蓬某中低品位铁锰矿的开发利用提供理论依据。

摘要：
磷石膏是湿法磷酸生产的副产物,每年新增量巨大,现全球堆积量超过60亿t。磷石膏的大量堆积造成一系列如侵占土地、水土污染的问题,而且严重浪费资源,磷石膏可代替天然石膏制备水泥缓凝剂,但磷石膏中的SiO2、有机质等杂质会降低水泥制品的性能,严重限制了磷石膏的资源化利用。可利用水洗、煅烧、浮选等多种方法除去磷石膏中杂质,目前,通常采用浮选工艺净化磷石膏。本文主要介绍了磷石膏资源化利用中的正浮选法、反浮选法、正反联合浮选法、其他联合浮选法,并指出各种浮选方法的优劣,指出磷石膏浮选过程中存在的浮选药剂昂贵、浮选流程复杂、浮选后废水难处理等问题,为磷石膏综合资源化利用提出一些合理化建议。

摘要：
针对矿石自动分选面临样本质量低、数量少的问题，提出将线性图像处理与权重投票结合的解决方法。该方法核心在于将线型图象处理与神经网络结合达到从多方面提取图像特征。通过将双能减影与神经网络结合的方法，提升神经网络对不同密度矿石的区分，从而提高分选的准确性。拉普拉斯算子的引入强化了神经网络对图像边缘的检测，使模型能够更清晰地识别矿石的轮廓和纹理特征。通过多网络训练方式，模型能够从不同角度学习和理解矿石的特征，从而提高其泛化能力。本实验通过采用权重投票机制来集成不同网络的输出结果。在权重投票过程中，每个网络的输出都会根据其在验证集上的表现被赋予一定的权重。最终，模型会根据这些权重来决定每个样本的分类结果，即精矿或尾矿。实验结果表明，该方法在矿石自动分选任务中表现出了较高的准确性。其中，双能减影技术和拉普拉斯算子的准确率均超过了90%，而傅里叶滤波技术也达到了89%的准确率。权重投票网络在准确率、精确率、召回率、特异度以及F1分数上分别达到了92.5%、94.31%、90.2%、94.7%和92.2%。这些指标均优于传统的矿石分选方法，证明了该模型在实际应用中的有效性和优越性。

摘要：
某金矿石金品位为1.96g/t,金主要赋存在自然金中,粗颗粒金含量较高。矿石中有机碳含量高达1.39%,绿泥石、白云母、高岭石等黏土矿物总含量高,属于高含碳高含泥的难处理金矿。根据矿石性质和金矿物的嵌布特征,采用“原矿尼尔森重选—重选尾矿浮选—浮选精矿浸出”的选冶联合工艺回收矿石中的金,试验结果表明,采用羧甲基纤维素(CMC)作为脉石抑制剂,与使用水玻璃相比,可缩短浮选流程,显著提高浮选金精矿品位,减少药剂用量。使用炭浸法工艺(CIL)浸金,活性炭可与矿石中的有机碳竞争吸附金,有利于消除因有机碳含量高产生的“劫金” 现象。采用该联合工艺,金综合回收率可达到90.93%,研究成果可为同类型矿石的开发利用提供参考。

摘要：
针对川西某锂辉石矿生产原矿具有矿泥含量高、云母含量高、围岩含量高等复杂难选特点,开展了浮选工艺试验研究。浮选工艺研究结果表明,采用预浮-浮锂工艺,一段预浮抛尾,浮锂采用一粗三精一扫流程,实现锂辉石高效富集。采用碳酸钠-氢氧化钠作联合调整剂,LM-2作锂辉石捕收剂,得到Li2O品位5.24%、回收率80.26%的锂辉石精矿。

摘要：
为应对鹿鸣矿业日后采场深度逐渐增加、矿石逐渐变硬的问题，同时考虑后期选厂提产的可能性，对半自磨回路进行半自磨-筛分-顽石破碎系统流程考察，并对半自磨给矿和顽石进行可磨性测定，运用 JKSimMet 软件进行回路稳态模拟，考察半自磨机的入磨粒度、最大介质尺寸、半自磨机顽石孔规格和介质充填率等因素对半自磨机能耗和排矿粒度的影响。半自磨机给矿80%最大过筛粒度为116.37mm＜150mm（设计值），对碎磨系统产能提升带来有利条件，圆锥破碎机-15mm粒级破碎的技术效率为22.43%，破碎效率偏低；SMC单颗粒冲击破碎试验和邦德（Bond）球磨功指数试验结果表明流程考察期间所处理的矿石较设计时采用的试验矿样易磨。按照JKSimMet模拟结果，选厂可根据生产情况适当提高半自磨机装球率和最大钢球尺寸，可有效解决半自磨机的负荷及循环负荷高的问题。若后期所处理矿石硬度增大，可考虑增大半自磨机顽石孔规格，有效缩短矿块在半自磨机的停留时间，随之顽石返回率将提高，建议选厂视现场环境布置，在液压圆锥破碎机后增加超细碎作业，如高压辊磨，为选厂碎磨系统稳产和提产提供技术和工艺保障。

摘要：
西藏某斑岩型铜矿石，铜主要以次生硫化铜形式存在，原矿含铜0.87%，金0.027g/t。生产现场在磨矿细度为-74μm含量占70%条件下，采用石灰调节矿浆pH值，丁基黄药与丁铵黑药组合捕收剂，通过一次粗选、二次扫选、三次精选工艺浮选回收矿石中的铜，获得含铜35.36%，金0.82g/t的铜精矿。存在的主要问题是铜精矿金品位达不到销售计价要求，导致金价值损失。为了达到提高铜精矿产品价值的目的，首先是使铜精矿中金品位达到1g/t以上，满足最低销售计价要求，实现铜精矿中金的经济价值；其次是降低铜精矿中杂质含量，降低铜精矿产率，从而降低运输成本；最后在达到提高金品位及降低杂质含量的同时，要避免铜回收率的损失。项目研究以工艺矿物学研究为基础，通过对生产现场选矿关键产品进行矿物学分析，查明影响精矿质量的主要因素，有针对性地开展选矿工艺优化研究，达到铜精矿提质目的。试验研究结果表明，采用铜快速浮选-快速浮选尾矿强化选铜-强化选铜粗精矿再磨再选工艺处理该矿石，能有效回收铜、金。全流程闭路试验获得含铜48.31%，铜回收率91.02%，含金1.06g/t，金回收率63.76%的铜精矿。与原指标相比，铜、金品位及回收率均得到有效提高，实现了铜精矿产品价值提升的目的。

摘要：
XCF型浮选机在实际生产中常作为吸浆槽，负责吸入矿浆。吸入的矿物颗粒与浮选机内部部件强烈碰撞，会使叶轮、定子以及中心筒表面产生磨损，导致浮选效率降低、成本增加等问题。为探明浮选机内流场固液两相流动规律以及不同关键部件的磨损情况，本研究通过CFD数值模拟方法，探究了浮选机叶轮、定子以及中心筒的磨损与矿浆浓度与颗粒粒径之间的关系。采用离散相模型（DPM），对不同矿浆浓度与颗粒粒径工况条件下的浮选机内流场进行仿真，探明了不同矿浆浓度以及颗粒粒径对不同部件的磨损情况。结果表明，颗粒粒径和矿浆浓度对叶轮定子磨损存在显著影响，其中随着矿浆浓度的升高，叶轮、定子以及中心筒的磨损程度逐渐增加。颗粒粒径越大，叶轮和定子的磨损程度越低，中心筒的磨损程度越高。磨损发生的位置主要集中在叶轮的上叶片与底板的表面，叶轮的上叶片边缘最为严重，定子的磨损主要集中在迎流面同叶轮上叶片所在高度，中心筒的磨损主要发生在内壁。这一研究为浮选机运行参数的优化提供了重要参考，有助于延长设备的使用寿命和提高工艺效率。

摘要：
针对微细粒钨矿回收率低、精矿质量差导致钨资源浪费等问题，本论文考察捕收剂油酸钠（NaOL）、苯丙烯基羟肟酸（PHA）以及两者组合捕收剂对微细粒钨矿以及脉石矿物方解石、石英的浮选行为，并通过接触角、Zeta电位和吸附量等分析测试技术研究捕收剂与矿物表面的作用机理。试验研究结果表明，在矿浆pH为7.00、抑制剂水玻璃用量300 mg/L、活化剂Pb(NO?)?用量150 mg/L、组合捕收剂用量150 mg/L条件下，当矿物质量比黑钨矿:白钨矿:方解石:石英=1:1:9:9时，即人工混合矿给矿WO?品位7.74%，获得了WO?品位66.96%、回收率为69.21%的精矿。由机理研究可知，组合捕收剂能够稳定地吸附于钨矿物表面，降低钨矿表面的动电位，显著改善钨矿物表面疏水性和可浮性；组合捕收剂对方解石和石英矿物表面疏水性改变相对较弱，对矿物表面动电位影响较小。

摘要：
硫化铅锌矿中铅锌高效浮选分离时添加合适的捕收剂至关重要。本文选取方铅矿传统捕收剂丁基黄药(BX)、乙硫氮(DDTC)和丁铵黑药(ADD),通过浮选试验、微量热动力学分析、吸附量测定和润湿性能测定等研究碱性条件下捕收剂在硫化铅锌矿表面的吸附行为差异。浮选试验结果发现方铅矿和闪锌矿在碱性浮选分离中,两者回收率差值大小顺序为：乙硫氮_(80.49%)>丁基黄药_(76.49%)>丁铵黑药_(66.40%),因此相比于丁基黄药和丁铵黑药,乙硫氮的选择性最好,此时方铅矿回收率为98.28%,闪锌矿回收率为17.79%。对比三种捕收剂在方铅矿和闪锌矿表面的表观活化能差值、吸附量差值和接触角差值,也能发现矿浆pH为12时,乙硫氮分离方铅矿和闪锌矿时选择性最好,从而进一步验证了浮选试验结果的可靠性。

摘要：
在黄铜矿与蛇纹石浮选体系中，蛇纹石微细粒在黄铜矿表面的罩盖严重影响了黄铜矿的可浮性。黄铜矿与蛇纹石间的聚集-分散状态主要是由两种矿物表面的带电性所决定的，本文通过调整矿浆中Ca2+、Mg2+浓度和pH，进而调控蛇纹石与黄铜矿之间的聚集-分散状态而提高混合矿中黄铜矿的可浮性。研究表明，适当增加Ca2+、Mg2+浓度和矿浆pH可使混合矿中黄铜矿回收率由16.68%提升到74.05%。研究分析表明，Ca2+、Mg2+主要以CaOH+、Ca(OH)2(aq)、MgOH+和Mg(OH)2沉淀形式吸附在黄铜矿与蛇纹石表面而改变两者的动电位，使得黄铜矿颗粒与蛇纹石表面间的长程吸引力和粘附力均会显著降低，从而有助于罩盖在黄铜矿表面的蛇纹石矿泥脱附，恢复黄铜矿可浮性。研究结果可为金属离子调控矿物颗粒间聚集-分散的应用提供理论与技术支持。

摘要：
黄铁矿是常见而重要的硫化矿物之一，常与金、煤、石墨和其他有价硫化矿物（方铅矿、闪锌矿和黄铜矿等）共生。黄铁矿在多数矿物中作为脉石矿物存在，只有作为载金矿物存在时才被认为是有价值的矿物。黄铁矿具有特殊的半导体性质，可与浮选矿浆中浮选药剂、磨矿介质和氧气发生复杂的电化学反应，并且黄铁矿可浮性与电化学反应之间具有较强的相关性，因此明晰磨矿和浮选过程中黄铁矿表面电化学行为是至关重要的。本文介绍了常用黄铁矿浮选药剂（捕收剂、活化剂和抑制剂）的吸附机理，重点讨论了溶解氧浓度和矿浆pH对黄药在黄铁矿表面吸附能力的影响。从矿浆pH和电位的角度详细讨论了水和氧体系中黄铁矿的氧化机理，明确特定参数下黄铁矿表面氧化产物的分布特性，并提供了在温和氧化电位下黄铁矿表面形成的疏水性物质（如元素硫、金属多硫化物或缺金属硫化物）诱发无捕收剂浮选的证据。此外，磨矿环境（磨矿介质和气体组分）也会极大地影响黄铁矿的电化学氧化还原过程。黄铁矿与磨矿介质之间会因两者剩余电位差异发生强烈的电偶作用，使得黄铁矿表面发生氧化反应，从而显著影响黄铁矿浮选行为。基于近几十年研究成果，本综述对磨矿和浮选过程中黄铁矿表面电化学行为进行了系统地描述，完善了电化学调控黄铁矿表面化学性质的基础知识，为黄铁矿浮选分离提供理论性技术支撑。

摘要：
我国磷矿资源丰富，储量较大，已探明资源量位居世界前列，但存在资源分布不均、“富矿少、贫矿多”、平均品位较低的问题，常见难选沉积硅-钙质磷块岩普遍具有嵌布粒度细、矿物组成复杂、共生关系密切的特点，导致传统单一正、反浮选工艺难以获得理想的选矿效果，在此背景下，双反浮选工艺因其特殊技术路线，通过选择性抑制和差异性捕收实现了硅酸盐与碳酸盐脉石矿物的高效分离，现已成为处理中低品位胶磷矿的核心分选技术。综述了双反浮选工艺在捕收剂和抑制剂作用原理、新型捕收药剂研发、不同工艺流程选择等方面的研究进展，重点讨论了云南、贵州、湖北三省的磷矿选矿工艺，针对以上不同地域矿石特性，采用双反浮选与其他工艺联合的差异化分选方案，应用案例表明，通过双反浮选工艺的持续优化与组合创新，最终可获得稳定的优质磷精矿，满足下游生产需要。总结了双反浮选工艺的主要发展和研究方向，指出新型环保药剂研制、流程优化控制与智能系统结合将是解决磷资源供需矛盾、实现行业可持续发展的重要技术支撑，为我国中低品位胶磷矿资源的高效利用提供了切实可行的技术方案。

摘要：
为充分回收利用新疆某金锑矿，制定合理的选别工艺流程，采用化学分析、光学显微镜、扫描电镜-能谱仪（SEM-EDS）和工艺矿物学自动分析仪（BPMA）等方法对金锑矿矿石进行系统的工艺矿物学研究，包括矿石矿物组成及相对含量、金矿物的形态和粒度分布特征、主要金属矿物和脉石矿物的赋存状态等，并对原矿进行了重浮联合工艺试验。结果表明：该矿样回收的有价金属主要是金和锑，金品位8.16g/t，锑含量3.14%；金矿物主要为含银自然金，仅少量的自然金。金属硫化物主要为辉锑矿（4.37%）和少量黄铁矿、磁黄铁矿（1.29%）；目标矿物为含银自然金、自然金和辉锑矿。在-0.074 mm占80%的磨矿细度下，金主要以单体解离金和裂隙金形式赋存，占61.75%，其次包裹在金属硫化物中，少量分布在其他脉石矿物中。金嵌布粒度较广，细粒者仅为纳米级，粗粒者可达0.1 mm以上；辉锑矿粒度分布不均匀，细粒者仅0.001mm，而粗粒块状辉锑矿集合体粒度达3mm。在该磨矿细度下，辉锑矿的解离度较高，单体部分占83.72%。金矿物多与辉锑矿共生，部分自然金浸染状包裹在脉石或金属硫化物中。根据工艺矿物学研究结果，采用阶段磨阶段选的重-浮联合流程试验可获得混合后金456.5g/t的超高金产品、金54.74g/t的高金低锑产品和锑46.38%的低金高锑产品，金综合回收率95.81%，锑综合回收率97.69%。研究对同类型的金锑矿石选冶工艺优化及生产实践提供了技术借鉴。

摘要：
为实现中低品位共伴生复杂铁锰矿资源合理利用,本文采用化学成分分析、X 射线衍射分析、场发射扫描电子显微镜等检测手段,针对非洲加蓬某中低品位铁锰矿开展了详细的工艺矿物学研究及探索性选别试验。研究表明：该铁锰矿中 TMn品位为34.20%,含锰矿物以软锰矿为主,占比54.21%；TFe品位为35.76%,主要以褐铁矿形式存在,占比35.76%；脉石矿物含量较低,主要为石英、黑云母和白云母等。软锰矿主要呈不规则粒状集合体形式产出,内部多孔,常与褐铁矿等紧密连生；褐铁矿呈不规则粒状、同心环带状集合体颗粒,内部孔隙/孔洞发育,孔洞常被微细粒石英等脉石矿物充填。基于工艺矿物学特性,,该铁锰矿资源矿物组成复杂且铁锰矿物性质相似,共伴生关系密切、矿物之间可选性差异小,采用常规选矿工艺难以实现矿物高效分离。采用氢基矿相转化-磁选工艺流程,可得到TMn 品位为 58.30%、锰作业回收率为85.15%的优质锰精矿及TFe品位为53.76%,铁作业回收率为79.00%的铁精矿的选别指标,为非洲加蓬某中低品位铁锰矿的开发利用提供理论依据。

摘要：
磷石膏是湿法磷酸生产的副产物,每年新增量巨大,现全球堆积量超过60亿t。磷石膏的大量堆积造成一系列如侵占土地、水土污染的问题,而且严重浪费资源,磷石膏可代替天然石膏制备水泥缓凝剂,但磷石膏中的SiO2、有机质等杂质会降低水泥制品的性能,严重限制了磷石膏的资源化利用。可利用水洗、煅烧、浮选等多种方法除去磷石膏中杂质,目前,通常采用浮选工艺净化磷石膏。本文主要介绍了磷石膏资源化利用中的正浮选法、反浮选法、正反联合浮选法、其他联合浮选法,并指出各种浮选方法的优劣,指出磷石膏浮选过程中存在的浮选药剂昂贵、浮选流程复杂、浮选后废水难处理等问题,为磷石膏综合资源化利用提出一些合理化建议。

摘要：
针对矿石自动分选面临样本质量低、数量少的问题，提出将线性图像处理与权重投票结合的解决方法。该方法核心在于将线型图象处理与神经网络结合达到从多方面提取图像特征。通过将双能减影与神经网络结合的方法，提升神经网络对不同密度矿石的区分，从而提高分选的准确性。拉普拉斯算子的引入强化了神经网络对图像边缘的检测，使模型能够更清晰地识别矿石的轮廓和纹理特征。通过多网络训练方式，模型能够从不同角度学习和理解矿石的特征，从而提高其泛化能力。本实验通过采用权重投票机制来集成不同网络的输出结果。在权重投票过程中，每个网络的输出都会根据其在验证集上的表现被赋予一定的权重。最终，模型会根据这些权重来决定每个样本的分类结果，即精矿或尾矿。实验结果表明，该方法在矿石自动分选任务中表现出了较高的准确性。其中，双能减影技术和拉普拉斯算子的准确率均超过了90%，而傅里叶滤波技术也达到了89%的准确率。权重投票网络在准确率、精确率、召回率、特异度以及F1分数上分别达到了92.5%、94.31%、90.2%、94.7%和92.2%。这些指标均优于传统的矿石分选方法，证明了该模型在实际应用中的有效性和优越性。

摘要：
某金矿石金品位为1.96g/t,金主要赋存在自然金中,粗颗粒金含量较高。矿石中有机碳含量高达1.39%,绿泥石、白云母、高岭石等黏土矿物总含量高,属于高含碳高含泥的难处理金矿。根据矿石性质和金矿物的嵌布特征,采用“原矿尼尔森重选—重选尾矿浮选—浮选精矿浸出”的选冶联合工艺回收矿石中的金,试验结果表明,采用羧甲基纤维素(CMC)作为脉石抑制剂,与使用水玻璃相比,可缩短浮选流程,显著提高浮选金精矿品位,减少药剂用量。使用炭浸法工艺(CIL)浸金,活性炭可与矿石中的有机碳竞争吸附金,有利于消除因有机碳含量高产生的“劫金” 现象。采用该联合工艺,金综合回收率可达到90.93%,研究成果可为同类型矿石的开发利用提供参考。

摘要：
针对川西某锂辉石矿生产原矿具有矿泥含量高、云母含量高、围岩含量高等复杂难选特点,开展了浮选工艺试验研究。浮选工艺研究结果表明,采用预浮-浮锂工艺,一段预浮抛尾,浮锂采用一粗三精一扫流程,实现锂辉石高效富集。采用碳酸钠-氢氧化钠作联合调整剂,LM-2作锂辉石捕收剂,得到Li2O品位5.24%、回收率80.26%的锂辉石精矿。

摘要：
为应对鹿鸣矿业日后采场深度逐渐增加、矿石逐渐变硬的问题，同时考虑后期选厂提产的可能性，对半自磨回路进行半自磨-筛分-顽石破碎系统流程考察，并对半自磨给矿和顽石进行可磨性测定，运用 JKSimMet 软件进行回路稳态模拟，考察半自磨机的入磨粒度、最大介质尺寸、半自磨机顽石孔规格和介质充填率等因素对半自磨机能耗和排矿粒度的影响。半自磨机给矿80%最大过筛粒度为116.37mm＜150mm（设计值），对碎磨系统产能提升带来有利条件，圆锥破碎机-15mm粒级破碎的技术效率为22.43%，破碎效率偏低；SMC单颗粒冲击破碎试验和邦德（Bond）球磨功指数试验结果表明流程考察期间所处理的矿石较设计时采用的试验矿样易磨。按照JKSimMet模拟结果，选厂可根据生产情况适当提高半自磨机装球率和最大钢球尺寸，可有效解决半自磨机的负荷及循环负荷高的问题。若后期所处理矿石硬度增大，可考虑增大半自磨机顽石孔规格，有效缩短矿块在半自磨机的停留时间，随之顽石返回率将提高，建议选厂视现场环境布置，在液压圆锥破碎机后增加超细碎作业，如高压辊磨，为选厂碎磨系统稳产和提产提供技术和工艺保障。

摘要：
西藏某斑岩型铜矿石，铜主要以次生硫化铜形式存在，原矿含铜0.87%，金0.027g/t。生产现场在磨矿细度为-74μm含量占70%条件下，采用石灰调节矿浆pH值，丁基黄药与丁铵黑药组合捕收剂，通过一次粗选、二次扫选、三次精选工艺浮选回收矿石中的铜，获得含铜35.36%，金0.82g/t的铜精矿。存在的主要问题是铜精矿金品位达不到销售计价要求，导致金价值损失。为了达到提高铜精矿产品价值的目的，首先是使铜精矿中金品位达到1g/t以上，满足最低销售计价要求，实现铜精矿中金的经济价值；其次是降低铜精矿中杂质含量，降低铜精矿产率，从而降低运输成本；最后在达到提高金品位及降低杂质含量的同时，要避免铜回收率的损失。项目研究以工艺矿物学研究为基础，通过对生产现场选矿关键产品进行矿物学分析，查明影响精矿质量的主要因素，有针对性地开展选矿工艺优化研究，达到铜精矿提质目的。试验研究结果表明，采用铜快速浮选-快速浮选尾矿强化选铜-强化选铜粗精矿再磨再选工艺处理该矿石，能有效回收铜、金。全流程闭路试验获得含铜48.31%，铜回收率91.02%，含金1.06g/t，金回收率63.76%的铜精矿。与原指标相比，铜、金品位及回收率均得到有效提高，实现了铜精矿产品价值提升的目的。

摘要：
XCF型浮选机在实际生产中常作为吸浆槽，负责吸入矿浆。吸入的矿物颗粒与浮选机内部部件强烈碰撞，会使叶轮、定子以及中心筒表面产生磨损，导致浮选效率降低、成本增加等问题。为探明浮选机内流场固液两相流动规律以及不同关键部件的磨损情况，本研究通过CFD数值模拟方法，探究了浮选机叶轮、定子以及中心筒的磨损与矿浆浓度与颗粒粒径之间的关系。采用离散相模型（DPM），对不同矿浆浓度与颗粒粒径工况条件下的浮选机内流场进行仿真，探明了不同矿浆浓度以及颗粒粒径对不同部件的磨损情况。结果表明，颗粒粒径和矿浆浓度对叶轮定子磨损存在显著影响，其中随着矿浆浓度的升高，叶轮、定子以及中心筒的磨损程度逐渐增加。颗粒粒径越大，叶轮和定子的磨损程度越低，中心筒的磨损程度越高。磨损发生的位置主要集中在叶轮的上叶片与底板的表面，叶轮的上叶片边缘最为严重，定子的磨损主要集中在迎流面同叶轮上叶片所在高度，中心筒的磨损主要发生在内壁。这一研究为浮选机运行参数的优化提供了重要参考，有助于延长设备的使用寿命和提高工艺效率。

摘要：
针对微细粒钨矿回收率低、精矿质量差导致钨资源浪费等问题，本论文考察捕收剂油酸钠（NaOL）、苯丙烯基羟肟酸（PHA）以及两者组合捕收剂对微细粒钨矿以及脉石矿物方解石、石英的浮选行为，并通过接触角、Zeta电位和吸附量等分析测试技术研究捕收剂与矿物表面的作用机理。试验研究结果表明，在矿浆pH为7.00、抑制剂水玻璃用量300 mg/L、活化剂Pb(NO?)?用量150 mg/L、组合捕收剂用量150 mg/L条件下，当矿物质量比黑钨矿:白钨矿:方解石:石英=1:1:9:9时，即人工混合矿给矿WO?品位7.74%，获得了WO?品位66.96%、回收率为69.21%的精矿。由机理研究可知，组合捕收剂能够稳定地吸附于钨矿物表面，降低钨矿表面的动电位，显著改善钨矿物表面疏水性和可浮性；组合捕收剂对方解石和石英矿物表面疏水性改变相对较弱，对矿物表面动电位影响较小。

摘要：
硫化铅锌矿中铅锌高效浮选分离时添加合适的捕收剂至关重要。本文选取方铅矿传统捕收剂丁基黄药(BX)、乙硫氮(DDTC)和丁铵黑药(ADD),通过浮选试验、微量热动力学分析、吸附量测定和润湿性能测定等研究碱性条件下捕收剂在硫化铅锌矿表面的吸附行为差异。浮选试验结果发现方铅矿和闪锌矿在碱性浮选分离中,两者回收率差值大小顺序为：乙硫氮_(80.49%)>丁基黄药_(76.49%)>丁铵黑药_(66.40%),因此相比于丁基黄药和丁铵黑药,乙硫氮的选择性最好,此时方铅矿回收率为98.28%,闪锌矿回收率为17.79%。对比三种捕收剂在方铅矿和闪锌矿表面的表观活化能差值、吸附量差值和接触角差值,也能发现矿浆pH为12时,乙硫氮分离方铅矿和闪锌矿时选择性最好,从而进一步验证了浮选试验结果的可靠性。

摘要：
在黄铜矿与蛇纹石浮选体系中，蛇纹石微细粒在黄铜矿表面的罩盖严重影响了黄铜矿的可浮性。黄铜矿与蛇纹石间的聚集-分散状态主要是由两种矿物表面的带电性所决定的，本文通过调整矿浆中Ca2+、Mg2+浓度和pH，进而调控蛇纹石与黄铜矿之间的聚集-分散状态而提高混合矿中黄铜矿的可浮性。研究表明，适当增加Ca2+、Mg2+浓度和矿浆pH可使混合矿中黄铜矿回收率由16.68%提升到74.05%。研究分析表明，Ca2+、Mg2+主要以CaOH+、Ca(OH)2(aq)、MgOH+和Mg(OH)2沉淀形式吸附在黄铜矿与蛇纹石表面而改变两者的动电位，使得黄铜矿颗粒与蛇纹石表面间的长程吸引力和粘附力均会显著降低，从而有助于罩盖在黄铜矿表面的蛇纹石矿泥脱附，恢复黄铜矿可浮性。研究结果可为金属离子调控矿物颗粒间聚集-分散的应用提供理论与技术支持。

摘要：
黄铁矿是常见而重要的硫化矿物之一，常与金、煤、石墨和其他有价硫化矿物（方铅矿、闪锌矿和黄铜矿等）共生。黄铁矿在多数矿物中作为脉石矿物存在，只有作为载金矿物存在时才被认为是有价值的矿物。黄铁矿具有特殊的半导体性质，可与浮选矿浆中浮选药剂、磨矿介质和氧气发生复杂的电化学反应，并且黄铁矿可浮性与电化学反应之间具有较强的相关性，因此明晰磨矿和浮选过程中黄铁矿表面电化学行为是至关重要的。本文介绍了常用黄铁矿浮选药剂（捕收剂、活化剂和抑制剂）的吸附机理，重点讨论了溶解氧浓度和矿浆pH对黄药在黄铁矿表面吸附能力的影响。从矿浆pH和电位的角度详细讨论了水和氧体系中黄铁矿的氧化机理，明确特定参数下黄铁矿表面氧化产物的分布特性，并提供了在温和氧化电位下黄铁矿表面形成的疏水性物质（如元素硫、金属多硫化物或缺金属硫化物）诱发无捕收剂浮选的证据。此外，磨矿环境（磨矿介质和气体组分）也会极大地影响黄铁矿的电化学氧化还原过程。黄铁矿与磨矿介质之间会因两者剩余电位差异发生强烈的电偶作用，使得黄铁矿表面发生氧化反应，从而显著影响黄铁矿浮选行为。基于近几十年研究成果，本综述对磨矿和浮选过程中黄铁矿表面电化学行为进行了系统地描述，完善了电化学调控黄铁矿表面化学性质的基础知识，为黄铁矿浮选分离提供理论性技术支撑。

摘要：
我国磷矿资源丰富，储量较大，已探明资源量位居世界前列，但存在资源分布不均、“富矿少、贫矿多”、平均品位较低的问题，常见难选沉积硅-钙质磷块岩普遍具有嵌布粒度细、矿物组成复杂、共生关系密切的特点，导致传统单一正、反浮选工艺难以获得理想的选矿效果，在此背景下，双反浮选工艺因其特殊技术路线，通过选择性抑制和差异性捕收实现了硅酸盐与碳酸盐脉石矿物的高效分离，现已成为处理中低品位胶磷矿的核心分选技术。综述了双反浮选工艺在捕收剂和抑制剂作用原理、新型捕收药剂研发、不同工艺流程选择等方面的研究进展，重点讨论了云南、贵州、湖北三省的磷矿选矿工艺，针对以上不同地域矿石特性，采用双反浮选与其他工艺联合的差异化分选方案，应用案例表明，通过双反浮选工艺的持续优化与组合创新，最终可获得稳定的优质磷精矿，满足下游生产需要。总结了双反浮选工艺的主要发展和研究方向，指出新型环保药剂研制、流程优化控制与智能系统结合将是解决磷资源供需矛盾、实现行业可持续发展的重要技术支撑，为我国中低品位胶磷矿资源的高效利用提供了切实可行的技术方案。

摘要：
为充分回收利用新疆某金锑矿，制定合理的选别工艺流程，采用化学分析、光学显微镜、扫描电镜-能谱仪（SEM-EDS）和工艺矿物学自动分析仪（BPMA）等方法对金锑矿矿石进行系统的工艺矿物学研究，包括矿石矿物组成及相对含量、金矿物的形态和粒度分布特征、主要金属矿物和脉石矿物的赋存状态等，并对原矿进行了重浮联合工艺试验。结果表明：该矿样回收的有价金属主要是金和锑，金品位8.16g/t，锑含量3.14%；金矿物主要为含银自然金，仅少量的自然金。金属硫化物主要为辉锑矿（4.37%）和少量黄铁矿、磁黄铁矿（1.29%）；目标矿物为含银自然金、自然金和辉锑矿。在-0.074 mm占80%的磨矿细度下，金主要以单体解离金和裂隙金形式赋存，占61.75%，其次包裹在金属硫化物中，少量分布在其他脉石矿物中。金嵌布粒度较广，细粒者仅为纳米级，粗粒者可达0.1 mm以上；辉锑矿粒度分布不均匀，细粒者仅0.001mm，而粗粒块状辉锑矿集合体粒度达3mm。在该磨矿细度下，辉锑矿的解离度较高，单体部分占83.72%。金矿物多与辉锑矿共生，部分自然金浸染状包裹在脉石或金属硫化物中。根据工艺矿物学研究结果，采用阶段磨阶段选的重-浮联合流程试验可获得混合后金456.5g/t的超高金产品、金54.74g/t的高金低锑产品和锑46.38%的低金高锑产品，金综合回收率95.81%，锑综合回收率97.69%。研究对同类型的金锑矿石选冶工艺优化及生产实践提供了技术借鉴。

摘要：
为实现中低品位共伴生复杂铁锰矿资源合理利用,本文采用化学成分分析、X 射线衍射分析、场发射扫描电子显微镜等检测手段,针对非洲加蓬某中低品位铁锰矿开展了详细的工艺矿物学研究及探索性选别试验。研究表明：该铁锰矿中 TMn品位为34.20%,含锰矿物以软锰矿为主,占比54.21%；TFe品位为35.76%,主要以褐铁矿形式存在,占比35.76%；脉石矿物含量较低,主要为石英、黑云母和白云母等。软锰矿主要呈不规则粒状集合体形式产出,内部多孔,常与褐铁矿等紧密连生；褐铁矿呈不规则粒状、同心环带状集合体颗粒,内部孔隙/孔洞发育,孔洞常被微细粒石英等脉石矿物充填。基于工艺矿物学特性,,该铁锰矿资源矿物组成复杂且铁锰矿物性质相似,共伴生关系密切、矿物之间可选性差异小,采用常规选矿工艺难以实现矿物高效分离。采用氢基矿相转化-磁选工艺流程,可得到TMn 品位为 58.30%、锰作业回收率为85.15%的优质锰精矿及TFe品位为53.76%,铁作业回收率为79.00%的铁精矿的选别指标,为非洲加蓬某中低品位铁锰矿的开发利用提供理论依据。

摘要：
磷石膏是湿法磷酸生产的副产物,每年新增量巨大,现全球堆积量超过60亿t。磷石膏的大量堆积造成一系列如侵占土地、水土污染的问题,而且严重浪费资源,磷石膏可代替天然石膏制备水泥缓凝剂,但磷石膏中的SiO2、有机质等杂质会降低水泥制品的性能,严重限制了磷石膏的资源化利用。可利用水洗、煅烧、浮选等多种方法除去磷石膏中杂质,目前,通常采用浮选工艺净化磷石膏。本文主要介绍了磷石膏资源化利用中的正浮选法、反浮选法、正反联合浮选法、其他联合浮选法,并指出各种浮选方法的优劣,指出磷石膏浮选过程中存在的浮选药剂昂贵、浮选流程复杂、浮选后废水难处理等问题,为磷石膏综合资源化利用提出一些合理化建议。

摘要：
针对矿石自动分选面临样本质量低、数量少的问题，提出将线性图像处理与权重投票结合的解决方法。该方法核心在于将线型图象处理与神经网络结合达到从多方面提取图像特征。通过将双能减影与神经网络结合的方法，提升神经网络对不同密度矿石的区分，从而提高分选的准确性。拉普拉斯算子的引入强化了神经网络对图像边缘的检测，使模型能够更清晰地识别矿石的轮廓和纹理特征。通过多网络训练方式，模型能够从不同角度学习和理解矿石的特征，从而提高其泛化能力。本实验通过采用权重投票机制来集成不同网络的输出结果。在权重投票过程中，每个网络的输出都会根据其在验证集上的表现被赋予一定的权重。最终，模型会根据这些权重来决定每个样本的分类结果，即精矿或尾矿。实验结果表明，该方法在矿石自动分选任务中表现出了较高的准确性。其中，双能减影技术和拉普拉斯算子的准确率均超过了90%，而傅里叶滤波技术也达到了89%的准确率。权重投票网络在准确率、精确率、召回率、特异度以及F1分数上分别达到了92.5%、94.31%、90.2%、94.7%和92.2%。这些指标均优于传统的矿石分选方法，证明了该模型在实际应用中的有效性和优越性。

摘要：
某金矿石金品位为1.96g/t,金主要赋存在自然金中,粗颗粒金含量较高。矿石中有机碳含量高达1.39%,绿泥石、白云母、高岭石等黏土矿物总含量高,属于高含碳高含泥的难处理金矿。根据矿石性质和金矿物的嵌布特征,采用“原矿尼尔森重选—重选尾矿浮选—浮选精矿浸出”的选冶联合工艺回收矿石中的金,试验结果表明,采用羧甲基纤维素(CMC)作为脉石抑制剂,与使用水玻璃相比,可缩短浮选流程,显著提高浮选金精矿品位,减少药剂用量。使用炭浸法工艺(CIL)浸金,活性炭可与矿石中的有机碳竞争吸附金,有利于消除因有机碳含量高产生的“劫金” 现象。采用该联合工艺,金综合回收率可达到90.93%,研究成果可为同类型矿石的开发利用提供参考。

摘要：
针对川西某锂辉石矿生产原矿具有矿泥含量高、云母含量高、围岩含量高等复杂难选特点,开展了浮选工艺试验研究。浮选工艺研究结果表明,采用预浮-浮锂工艺,一段预浮抛尾,浮锂采用一粗三精一扫流程,实现锂辉石高效富集。采用碳酸钠-氢氧化钠作联合调整剂,LM-2作锂辉石捕收剂,得到Li2O品位5.24%、回收率80.26%的锂辉石精矿。

摘要：
为应对鹿鸣矿业日后采场深度逐渐增加、矿石逐渐变硬的问题，同时考虑后期选厂提产的可能性，对半自磨回路进行半自磨-筛分-顽石破碎系统流程考察，并对半自磨给矿和顽石进行可磨性测定，运用 JKSimMet 软件进行回路稳态模拟，考察半自磨机的入磨粒度、最大介质尺寸、半自磨机顽石孔规格和介质充填率等因素对半自磨机能耗和排矿粒度的影响。半自磨机给矿80%最大过筛粒度为116.37mm＜150mm（设计值），对碎磨系统产能提升带来有利条件，圆锥破碎机-15mm粒级破碎的技术效率为22.43%，破碎效率偏低；SMC单颗粒冲击破碎试验和邦德（Bond）球磨功指数试验结果表明流程考察期间所处理的矿石较设计时采用的试验矿样易磨。按照JKSimMet模拟结果，选厂可根据生产情况适当提高半自磨机装球率和最大钢球尺寸，可有效解决半自磨机的负荷及循环负荷高的问题。若后期所处理矿石硬度增大，可考虑增大半自磨机顽石孔规格，有效缩短矿块在半自磨机的停留时间，随之顽石返回率将提高，建议选厂视现场环境布置，在液压圆锥破碎机后增加超细碎作业，如高压辊磨，为选厂碎磨系统稳产和提产提供技术和工艺保障。

摘要：
西藏某斑岩型铜矿石，铜主要以次生硫化铜形式存在，原矿含铜0.87%，金0.027g/t。生产现场在磨矿细度为-74μm含量占70%条件下，采用石灰调节矿浆pH值，丁基黄药与丁铵黑药组合捕收剂，通过一次粗选、二次扫选、三次精选工艺浮选回收矿石中的铜，获得含铜35.36%，金0.82g/t的铜精矿。存在的主要问题是铜精矿金品位达不到销售计价要求，导致金价值损失。为了达到提高铜精矿产品价值的目的，首先是使铜精矿中金品位达到1g/t以上，满足最低销售计价要求，实现铜精矿中金的经济价值；其次是降低铜精矿中杂质含量，降低铜精矿产率，从而降低运输成本；最后在达到提高金品位及降低杂质含量的同时，要避免铜回收率的损失。项目研究以工艺矿物学研究为基础，通过对生产现场选矿关键产品进行矿物学分析，查明影响精矿质量的主要因素，有针对性地开展选矿工艺优化研究，达到铜精矿提质目的。试验研究结果表明，采用铜快速浮选-快速浮选尾矿强化选铜-强化选铜粗精矿再磨再选工艺处理该矿石，能有效回收铜、金。全流程闭路试验获得含铜48.31%，铜回收率91.02%，含金1.06g/t，金回收率63.76%的铜精矿。与原指标相比，铜、金品位及回收率均得到有效提高，实现了铜精矿产品价值提升的目的。

摘要：
XCF型浮选机在实际生产中常作为吸浆槽，负责吸入矿浆。吸入的矿物颗粒与浮选机内部部件强烈碰撞，会使叶轮、定子以及中心筒表面产生磨损，导致浮选效率降低、成本增加等问题。为探明浮选机内流场固液两相流动规律以及不同关键部件的磨损情况，本研究通过CFD数值模拟方法，探究了浮选机叶轮、定子以及中心筒的磨损与矿浆浓度与颗粒粒径之间的关系。采用离散相模型（DPM），对不同矿浆浓度与颗粒粒径工况条件下的浮选机内流场进行仿真，探明了不同矿浆浓度以及颗粒粒径对不同部件的磨损情况。结果表明，颗粒粒径和矿浆浓度对叶轮定子磨损存在显著影响，其中随着矿浆浓度的升高，叶轮、定子以及中心筒的磨损程度逐渐增加。颗粒粒径越大，叶轮和定子的磨损程度越低，中心筒的磨损程度越高。磨损发生的位置主要集中在叶轮的上叶片与底板的表面，叶轮的上叶片边缘最为严重，定子的磨损主要集中在迎流面同叶轮上叶片所在高度，中心筒的磨损主要发生在内壁。这一研究为浮选机运行参数的优化提供了重要参考，有助于延长设备的使用寿命和提高工艺效率。

摘要：
针对微细粒钨矿回收率低、精矿质量差导致钨资源浪费等问题，本论文考察捕收剂油酸钠（NaOL）、苯丙烯基羟肟酸（PHA）以及两者组合捕收剂对微细粒钨矿以及脉石矿物方解石、石英的浮选行为，并通过接触角、Zeta电位和吸附量等分析测试技术研究捕收剂与矿物表面的作用机理。试验研究结果表明，在矿浆pH为7.00、抑制剂水玻璃用量300 mg/L、活化剂Pb(NO?)?用量150 mg/L、组合捕收剂用量150 mg/L条件下，当矿物质量比黑钨矿:白钨矿:方解石:石英=1:1:9:9时，即人工混合矿给矿WO?品位7.74%，获得了WO?品位66.96%、回收率为69.21%的精矿。由机理研究可知，组合捕收剂能够稳定地吸附于钨矿物表面，降低钨矿表面的动电位，显著改善钨矿物表面疏水性和可浮性；组合捕收剂对方解石和石英矿物表面疏水性改变相对较弱，对矿物表面动电位影响较小。

摘要：
硫化铅锌矿中铅锌高效浮选分离时添加合适的捕收剂至关重要。本文选取方铅矿传统捕收剂丁基黄药(BX)、乙硫氮(DDTC)和丁铵黑药(ADD),通过浮选试验、微量热动力学分析、吸附量测定和润湿性能测定等研究碱性条件下捕收剂在硫化铅锌矿表面的吸附行为差异。浮选试验结果发现方铅矿和闪锌矿在碱性浮选分离中,两者回收率差值大小顺序为：乙硫氮_(80.49%)>丁基黄药_(76.49%)>丁铵黑药_(66.40%),因此相比于丁基黄药和丁铵黑药,乙硫氮的选择性最好,此时方铅矿回收率为98.28%,闪锌矿回收率为17.79%。对比三种捕收剂在方铅矿和闪锌矿表面的表观活化能差值、吸附量差值和接触角差值,也能发现矿浆pH为12时,乙硫氮分离方铅矿和闪锌矿时选择性最好,从而进一步验证了浮选试验结果的可靠性。

摘要：
在黄铜矿与蛇纹石浮选体系中，蛇纹石微细粒在黄铜矿表面的罩盖严重影响了黄铜矿的可浮性。黄铜矿与蛇纹石间的聚集-分散状态主要是由两种矿物表面的带电性所决定的，本文通过调整矿浆中Ca2+、Mg2+浓度和pH，进而调控蛇纹石与黄铜矿之间的聚集-分散状态而提高混合矿中黄铜矿的可浮性。研究表明，适当增加Ca2+、Mg2+浓度和矿浆pH可使混合矿中黄铜矿回收率由16.68%提升到74.05%。研究分析表明，Ca2+、Mg2+主要以CaOH+、Ca(OH)2(aq)、MgOH+和Mg(OH)2沉淀形式吸附在黄铜矿与蛇纹石表面而改变两者的动电位，使得黄铜矿颗粒与蛇纹石表面间的长程吸引力和粘附力均会显著降低，从而有助于罩盖在黄铜矿表面的蛇纹石矿泥脱附，恢复黄铜矿可浮性。研究结果可为金属离子调控矿物颗粒间聚集-分散的应用提供理论与技术支持。