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泡沫浮选分离技术一、摘要泡沫浮选分离法是在一定的条件下，向试液鼓入空气或氮气使之产生气泡，将溶液中存在的欲分离富集的微量组分(离子、分子、胶体或固体颗粒）吸着或吸附在其上面并随着气泡浮到液面，从而与母液分离，收集后即达到分离和富集的目的。
泡沫浮选分离法是在矿物分离中一种常用的方法，在分析化学的分离富集物质中取得显著的成绩。
随着分析技术的提高，及跟其它测试手段的使用。
泡沫浮选技术必将在稀溶液的分离，有价物质的回收方面有更加广泛的使用。
二、基本概念泡沫分离技术是近十几年发展起来的新型分离技术之一，在化工、生化、医药、污水处理等领域得到了广泛的应用。
泡沫分离是根据吸附的原理，向含表面活性物质的液体中鼓泡，使液体内的表面活性物质聚集在气液界面（气泡的表面）上，在液体主体上方形成泡沫层，将泡沫层和液相主体分开，就可以达到浓缩表面活性物质（在泡沫层）和净化液相主体的目的。
目前一般只能分离溶液中ppm 量级的物质。
高纯金属中微杂质的分离亦有采用此法的。
被浓缩的物质可以是表面活性物质，也可以是能与表面活性物质相络合的物质，但它们必须具备和某一类型的表面活性物质能够络合或鳌合的能力。
人们通常把凡是利用气体在溶液中鼓泡，以达到分离目的的这类方法总称为泡沫吸附分离技术，简称泡沫分离技术。
按分离对象是溶液还是含有固体例子的悬浮液、胶体溶液，泡沫分离可以分成泡沫分馏和泡沫浮选两种分离方法。
泡沫浮选分离就是利用某种物质(如离子、分子、胶体、固体颗粒、悬浮微粒)，表面活性的不同，可被吸附或粘附在从溶液中升起的泡沫表面上，从而与母液分离的技术。
泡沫浮选分离技术用于分离不溶解的物质，它的优点是使用的分离装置简单并易于放大，可连续和间歇操作并能实现自动化和连续化操作。
三.原理表面活性剂在水溶液中有富集（吸附）在气/液界、泡沫浮选的简单原面（溶液中气饱表面）的倾向，它在气泡表面是定向排列的，分子内带电的极性端朝向气-液界面的水的一边，这时表面活性剂将与一种或一类的离子由于物理的 (如静电引力)或化学的(如络合作用)原因相互作用而联结在一起，被气泡带至液面，从而达到分离的目的。
1、浮选溶液化学研究的主要内容？举例说明其意义。
浮选溶液化学研究的主要内容包括三大方面：①浮选剂在溶液中的平衡与浮选意义。
这方面主要研究浮选剂在溶液中的酸碱平衡、解离平衡、缔合平衡、在各界面的吸附平衡、无机离子的水解水化平衡及大分子浮选剂在溶液中的平衡。
②矿物溶解与表面电荷平衡。
这一部分主要讨论矿物溶解组分对矿物表面电性及浮选的影响。
通过平衡计算确定矿物表面零电点及表面电荷分布，讨论它们的浮选意义。
③浮选剂与矿物相互作用的平衡通过浮选剂与矿物离子相互作用的各种平衡计算，确定相互作用的最佳条件，介绍各种图解及计算方法及其在浮选研究中的应用。
2、简述一元弱酸阴离子型浮选剂解离平衡及其浮选意义？MaA+ NaOH* +A- K a= JPH - = log--S^IM A」意义在于能确定浮选剂对矿物产生有效静电作用的条件。
当PHvPZC时矿物表面呈正电荷，当Pk a vPH时浮选剂在溶液中主要以负离子的形式存在。
①如果捕收剂以静电力同矿物表面作用，一元弱酸型浮选剂对矿物以静电力有效作用的PH范围为Pk a vPHvPZC ②如果药剂在矿物表面以分子吸附为主，则控制溶液条件应为PH<Pk a [HA]V[A -]。
3、何谓两性捕收剂的零电点？以静电吸附为主时应如何控制矿浆PH ？⑴性捕收剂在溶液中处于阴阳平衡状态的PH称为零电点PH，用PH o表示。
⑵当矿物与两性捕收剂以静电吸附为主时，应调整矿浆PH为：PH o<PH<PZC.其中PH o为零电点时的PH o4、以黄药为例说明Ig-PH对数图的浮选意义。
(1)黄药在矿将中的lgC-PH图中，可以看出当PHvPka时，闪锌矿的浮选是黄药以HX的形式附着于矿物表面而实现浮选的；当PH>Pka时，黄药以X—的形式存在，并与矿浆中的OH —发生竞争吸附，造成方铅矿可浮性降低。
(2)由图看出黄药的浓度是否达到其有效的作用范围。
如：其对硫化矿作用需要的浓度为105 mol/l以上才可以。
书山有路勤为径，学海无涯苦作舟浮选柱的介绍portant; word-wrap: break-word !important;”>portant;word-wrap: break- word !important;”>portant;word-wrap: break-word !important;”>portant;word- wrap: break-word !important;”>portant; word-wrap: break- word !important;”>portant;word-wrap: break-word !important;”>portant;word- wrap: break-word !important;”>portant;word-wrap: break-word !important;”>简要介绍了浮选柱的分类、工作原理和技术参数等; 重点阐述了浮选柱设备的发展,包括浮选柱的关键部件----气泡发生器和柱体, 并比较了它们的优缺点; 最后,指出了浮选柱未来的发展方向: 自动化控制系统、新型气泡发生器的研发、浮选柱数学模拟以及短流程的浮选柱分选工艺是将来浮选柱技术及设备研究的重点。
关键词: 浮选柱; 设备; 气泡发生器; 发展; 趋势浮选柱自从上世纪60 年代发明以来, 经历了40 年曲折的历程。
伊始, 浮选柱以其结构简单、占地面积小、精矿质量好等优点, 促成了世界上第一次的研究热潮。
当时我国数十家选煤厂和选矿厂都安装了浮选柱, 但由于气泡发生器易堵塞、易磨损等缺点导致了浮选柱没有推广下去; 20 世纪80 年代,随着气泡发生器问题的解决, 出现了浮选柱的第二次研究热潮[ 1 ], 出现了一大批各具特色的浮选柱,如加拿大CFCC浮选柱, 德国的KHD 浮选柱, 美国的Flota ir 浮选柱、VPI 微泡浮选柱、MTU充填介质浮选柱和Wemco 利兹浮选柱, 前苏联的乌克兰浮选柱, 澳大利亚的詹姆森浮选柱等。
预富集技术在水质分析中的应用进展一、概述水质分析中存在的主要难题之一是样品中待测物质的浓度太低(与其绝对量无关)，解决这一难题最主要、最经济的方法是采用预富集技术来达到浓集。
近年来国内在水质分析中通常采用的富集方法最主要的有吸附、离子交换法，其中尤以离子交换树脂、纤维素吸附剂应用居多，纤维素吸附剂中又以巯基棉最多。
其次有电化学法，共沉淀法等．这里就这些方法分别进行评述。
二、吸附、离子交换法吸附、离子交换法一般包括离子交换树脂法，纤维素吸附剂法，聚氨酯泡沫法，有机吸附剂法和无机离子交换剂法等。
离子交换树脂是一种具有不溶性的可渗透的含有可电离官能团的合成聚合物。
最常用的是强碱性阴离子交换树脂和强酸性阳离子交换树脂，富集方式多采用柱管式。
近年来，新型树脂在水质分析中得到了日益广泛的应用。
林大泉等利用D301大孔阴离子交换树脂实现了Cr6+与Cr3+的分离，用还原性反洗液(O．001摩尔／升Na2SO3一0．01摩尔／升H2SO4)反洗，使柱上的Cr6+抖还原溶出，并得到富集。
魏爱雪等利用大孔吸附树脂富集地下水中有机污染物，以气相色谱法溯定，检测限达ppt-ppb级。
吴奇潘等运用,大孔树脂“269”富集地面水中Cu、Cd、Fe、Co、Mn和Ni，以原子吸收法测定，检测限达ppb级。
程信良等利用半胱氨酸负载大孔阴离子交换树脂富集水中微量Cu、Pb、Cd和Ni。
郭绍春用GDX-301树脂为吸附剂富集水中痕量甲苯，邻二甲苯和对二甲苯，以气相色谱法测定。
孙晓娟等用GDX-301树脂为支持体，双硫腙一甲基异丁基酮混合液为萃取剂的萃取色谱富集Pb和Cd，用0.5摩尔/升盐酸洗脱后，以原子吸收法测定。
李秀梅等用GDX-502吸附树脂富集水中微量酚类，以反相高效液相色谱分离和测定各种酚。
王丽丽等用GDX-502树脂吸附富集水中酚类，经1％氢氧化钠洗脱后，以紫外分光光度法测定。
蒋曙新等用GDX-502树脂去除有机干扰物。
选矿名词解释和选矿指标金属回收率所谓金属回收率，就是精矿中所含的金属重量与原矿中该金属重量的比值，常用百分数来表示。
处理原矿品位(克/吨)＝处理原矿含金量(克) / 处理原矿量(吨)选矿理论回收率(％)＝精矿品位*(原矿品位－尾矿品位)/(原矿品位*(精矿品位－尾矿品位) )*100％.=( 氰原矿金属量(克)－浸渣金属量(克) )/氰原矿金属量(克)*100％.=( 氰原矿金属量(克)－浸渣金属量(克) －排液金属量(克))/( 氰原矿金属量(克)－浸渣金属量(克) )*100％.选矿指标处理原矿品位是指入选处理的原矿中所含铁金属量占原矿处理量的百分比。
铁精矿品位是指选矿厂最终产品铁精矿中所含铁金属量占铁精矿量的百分比。
选矿金属回收率是指选出的铁精矿金属量占处理原矿金属量的百分比。
实际金属回收率（％）= 铁精矿量（吨）*铁精矿品位（%）*100％.（2）为了便于综合汇总，理论金属回收率的母项为原矿金属量，其于项为理论精矿金属量，它是以理论金属回收率与原矿金属量的乘积反求而得。
矿床开发总利润估算矿床开发总利润估算。
静态总利润是指矿床可采储量经工业开发后，可能获利总水平的一项静态指标。
假设其矿石品位Cu为0.91%、每吨原矿生产成本为16.25元、采矿回收率91%、贫化率5%、选矿回收率88.23%、精矿品位14%、每吨精矿售价4160元、可能的矿山年生产规模99万t。
因为NPVR2＞NPVR1，说明如果该矿床年开采规模加大到120万t，生产服务年限减少到20年，则较年产99万t原矿、生产服务年限27年的方案，能获得更加显著的经济效益。
矿石的成本计算方式吨矿生产完全成本：为每吨原矿所分摊的采矿、选矿和原矿运输成本、企业管理、精矿销售、矿山维检和矿权使用等费用的总和。
如：某地采矿成本50元/吨，选矿成本40元/吨，原矿运输成本30元/吨，企业管理费20元/吨，精矿销售费20元/吨, 矿山维检费15元/吨，矿权使用费20元/吨，共计吨矿生产成本195元/吨。
钴的选矿工艺钴是一种重要的金属矿产资源，在工业生产和科学研究中具有广泛的应用价值。
由于钴矿石往往伴生有其他有价金属和非金属矿物，因此矿石中的钴含量往往较低，选矿工艺是获取高纯度钴的关键环节。
本文将详细介绍钴的选矿工艺，包括矿石的选矿过程、矿石浸取过程和钴的提取方法。
一、矿石的选矿过程矿石的选矿过程是将原始矿石通过物理或化学方法进行分离和提纯的过程，以提高钴的含量和纯度。
常见的钴矿石有砂岩型钴矿、铜钴矿和镍钴矿等。
下面将以铜钴矿为例，介绍其选矿过程。
1. 粗矿分选：将原始矿石经过粉碎和磨矿后，进行重力选矿或浮选分选。
对于铜钴矿来说，可以利用浮选方法将铜和钴分离开来，以获得含有较高钴含量的浓缩物。
2. 精矿处理：通过进一步磨矿和浮选处理，获得更高纯度的钴精矿。
此时，可以采用氰化浸取方法将钴与其他杂质分离，或者通过冶炼和萃取方法提取钴。
3. 常规浸取法：精矿经过破碎、磁选等预处理后，与稀硫酸和草酸等溶液进行浸取，将钴转化为可溶解的钴盐，再通过沉淀、过滤等步骤，得到含钴的溶液。
二、矿石浸取过程钴的浸取过程是指将矿石中的钴转化为可溶解形式的钴盐的过程。
1. 酸浸法：通过酸性溶液（如硫酸、硝酸等）与矿石中的钴矿物发生反应，将钴转化为溶解态的钴盐。
不同的矿石矿物对酸性溶液的耐受性不同，因此在选择浸取方法时需要考虑矿石的特性。
2. 碱浸法：钴矿石有些矿物对碱性溶液更为耐受，可以利用碱浸法将钴转化为可溶性的盐。
例如，用氢氧化钠溶液浸取铜钴矿，可使铜钴矿中的钴转化为可溶解的钴盐。
三、钴的提取方法通过矿石浸取过程得到的钴盐溶液，需要进一步提取纯度较高的钴金属。
主要的钴提取方法如下：1. 沉淀法：通过加入特定溶剂或化学试剂，使钴盐溶液中的钴发生沉淀反应，得到钴化合物。
再通过过滤和干燥等步骤，可以获得较高纯度的钴化合物。
2. 萃取法：利用有机溶剂对钴盐溶液进行萃取。
常用的有机溶剂有醇类、酮类、酯类等。
通过振荡和萃取等步骤，将钴转移到有机相中，得到含有较高纯度钴的有机溶液。
煤炭除灰技术的现状和发展赵利军（国家能源集团北京低碳清洁能源研究院，北京，102211）摘要：除灰有助于煤炭作为燃料和化工冶金原料的清洁高效利用，可以分为传统物理除灰和在传统除灰基础上的精制除灰。
传统除灰可对灰分进行初步脱除，提高煤炭使用效率，产生的矸石、粉煤灰和炉渣等固废需要处理和有效利用，避免造成污染。
精制除灰，分为非传统物理法除灰和化学法除灰。
精制除灰可以得到低灰煤，作为材料使用，以发挥煤炭种类丰富和结构多样的特点。
尤其是化学法除灰，可以得到极低灰分的超纯煤，具有非常好的应用前景。
除灰药剂再生，以及灰分的处理和资源化利用，是化学法除灰工业应用的关键技术。
关键词：煤炭除灰炭材料中图分类号：TD84文献标识码：B 文章编号：2096-7691（2021）01-083-04作者简介：赵利军（1978-），男，博士，正高级工程师，现任职于国家能源集团北京低碳清洁能源研究院，主要从事洁净煤、煤化工和固废资源化技术研发工作。
Tel：133****8608，E-mail：**********************中国煤炭种类丰富，但灰分偏高，多年开采后煤质不断下降。
据研究，全国商品动力煤的平均灰分1994年为19%［1］，2004年增加到23%［2］，2014年则进一步增加到28%［3］。
煤炭灰分增加影响运储，将造成大量运力和仓储浪费，同时也将引起使用效率的降低［4-5］。
例如，发电用煤灰分增加1%，每度电的标准煤耗增加2~5g ；炼焦煤灰分增加1%，炼铁焦炭耗量增加2.66%；煤炭灰分增加，日益成煤炭清洁高效利用的重要障碍。
针对行业需求，煤炭除灰技术也变得日益复杂和先进［6］。
总体上来说，可以分为传统成熟的煤炭除灰，以及发展中的煤炭精制除灰。
传统煤炭除灰应用广泛，是当前主流的除灰工艺。
对提高煤炭品质，实现煤炭的清洁高效利用起到了重要作用。
当前该技术仍在发展和完善之中，仍将为煤炭清洁高效利用做出更大的贡献。
2号油的参考价格:7300-7800 元/吨2号油的常规用量80 克/吨
碳酸钠的参考价格:1800-1900 元/吨碳酸钠的常规用量2000 克/吨
亚硫酸钠的参考价格:3000 元/吨亚硫酸钠的常规用量300 克/吨
丁黄药的参考价格: 8300 元/吨丁黄药的常规用量150 克/吨
硫酸铜的参考价格:16200-17000 元/吨硫酸铜的常规用量1000 克/吨
氰化钠的参考价格:12000元/吨氰化钠的常规用量20 克/吨
水玻璃的参考价格:液体680元/吨粉末2000元/吨水玻璃的常规用量1000 克/吨羧甲基纤维素的参考价格:4800元/吨羧甲基纤维素的常规用量100 克/吨
乙黄药的参考价格:6800元/吨乙黄药的常规用量150 克/吨
硫酸锌的参考价格:7200-7500 元/吨硫酸锌的常规用量2000 克/吨
硫酸的参考价格:1250-1300 元/吨硫酸的常规用量1000 克/吨
石灰的参考价格:240-280 元/吨石灰的常规用量2000 克/吨
25号黑药的参考价格:18000-20000 元/吨25号黑药的常规用量30 克/吨
丁铵黑药的参考价格:20000元/吨丁铵黑药的常规用量50 克/吨
苯胺黑药的参考价格:21000元/吨苯胺黑药的常规用量50 克/吨
乙硫氮的参考价格:11000元/吨乙硫氮的常规用量100 克/吨
硫化钠的参考价格:4600元/吨硫化钠的常规用量50 克/吨。
浮选流程，一般定义为矿石浮选时，矿浆流经各个作业的总称。不同类型的矿石应用不同
的流程处理，因此，流程也反映了被处理矿石的工艺特性，故常称为浮选工艺流程。
浮选工艺流程的选择，主要取决于矿石的性质及对精矿质量的要求。矿石性质主要是：
原矿品位和物质组成；矿石中有用矿物的嵌布特性及共生关系；矿石在磨矿过程中的泥化情
况；矿物的物理化学特性等。此外，选厂的规模、技术经济条件，也是确定浮选流程的依据。
不同规模和技术经济条件，往往决定了浮选流程的繁简程度。规模较小，技术经济条件较差
的选厂，不宜采用比较复杂的流程；规模较大，技术经济条件较好的选厂，为了最大限度地
获得较好的技术经济效果，可以采用较为复杂的浮选流程。应该指出，有时，多种有用矿物
紧密共生。对于这种复杂矿石，单一浮选流程不能最大限度地综合回收各种有用成分时，往
往还须采用浮选与其他选矿方法或冶金方法的联合流程。
选择浮选流程时，必须确定浮选的原则流程和浮选流程的内部结构。
选择浮选原则流程的任务，在于解决浮选流程的段数和有用矿物的浮选顺序问题。实践
中，以磨矿段数与浮选作业连系来划分浮选的段数。一般可以分为一段浮选流程和阶段磨矿
阶段选别流程。将矿石一次磨到选别所需要的粒度，然后经浮选得到最终精矿的浮选流程，
称为一段浮选流程（图1）；其中磨矿可以是一段或连续几段。阶段磨矿、阶段浮选则是根
据先粗后细的顺序，经磨矿逐段解离出不同嵌布粒度的有用矿物、并逐段浮选出已经解离出
来的有用矿物的流程。阶段磨矿、阶段浮选流程、又可分为三种情况：（1）尾矿再磨再选
流程（图2）；（2）粗精矿再磨再选流程（图3）；（3）中矿再磨再选流程（图4）。
图1 图2
图3 图4
图5
多金属矿石（如含铜、铅、锌的多金属硫化矿石）的浮选原则流程，主要可以分为：
直接优先浮选流程 依次分别浮选出各种有用矿物的浮选流程，叫优先浮选流程（图5）。
流程的特点可以适应矿石品位的变化、具有较高的灵活性，对原矿品位较高的原生硫化矿比
较适合，如我国的西林、凡口、乐昌铅锌矿选厂的浮选流程，瑞典莱斯瓦尔（Laisvall）铅
锌选厂的浮选流程均属此类。
混合浮选流程 先将矿石中全部有用矿物一起浮出得到混合精矿，然后再将混合精矿依
次分选出各种有用矿物的流程叫混合浮选流程（图6）；这种流程适应原矿中硫化矿物总含
量不高，硫化矿物之间共生密切，结构复杂、嵌布粒度细的矿石，它能简化工艺、减少矿物
过粉碎、从而有利于分选。原苏联阿尔玛克铅锌矿厂采用这种流程，获得比优先浮选流程更
高的指标，铅精矿品位提高10%,锌精矿品位提高4.5%，矿石的综合利用率从75.4%提高
到83.7%，劳动生产率提高一倍，我国青城子铅锌选厂、小铁山铜矿选厂生产流程亦属此
类。
图6 图7 图8
部分混合浮选流程 先将矿石中两种有用矿物一起浮出得到混合精矿，然后再将混合精
矿分离出单一精矿的流程，叫部分混合浮选流程（图7）。这是生产上应用最广泛的一类流
程。当原矿中铜钼、铜铅、铜锌、铅锌之一品位较低时，往往采用这类流程比较经济，我国
的桃林、桓仁、天宝山、河三、张公岭、香夼、八家子等铜、铅、锌选厂均采用此类流程。
等可浮性浮选流程 根据矿石中矿物可浮性的好坏，依次浮选出可浮性好的，中等的以
及较差的矿物群，然后再将各混合精矿依次分选出不同有用矿物的流程，叫等可浮性浮选流
程（图8），如我国黄沙坪铅锌矿选厂，原苏联哲兹卡兹干鳢铅矿选厂的流程属此类。
为了适应矿石转向“贫、细、杂”的趋势，世界各国大多数的选厂浮选流程均在发展之中。
在保证有较高的数、质量指标的同时，把提高矿石综合利用程度作为改革工艺流程的重点。
流程结构的发展主要有如下方面：
（1）阶段磨选流程受到重视 一种称之为“L-（Cleaner-Scavenger）流程”（图9），现
已成为处理大型含钼斑岩铜矿选矿的样板。由于它能促使新的贫矿床投入开采，并使已开采
矿山的中、低品位矿石得到利用，故对于扩大铜钼工业的原料基地起了积极的作用。
“L-S流程”实质是混合-优先流程。它具有以下优点：
①工艺、设备及设计布局均不复杂，由于采用了闭路调节，可保证自动控制可靠，生产
稳定；
②各选矿阶段中，磨矿和浮选的控制以及条件（矿粒粒度、矿浆浓度、药剂制度、处理
时间等）的调节十分有利而且是独特的；
③选矿第一阶段的磨机和浮选机的生产率高，投资和经营费用最低，而所得工艺指标高；
④生产过程中排出的大量废弃尾矿的粒度较粗，便于堆置，随后可在建筑等行业加以利
用，也可作为地下开采的充填料使用。
图9 图10
上述优点对选厂的经济效益和生产稳定都是十分重要的。
（2）分粒级浮选及中间浮选 分粒级浮选和泥砂分选流程，在处理浸染粒度细、易泥化、
含泥多的矿石时，为了扩大细粒矿物回收粒度的下限，降低矿泥的干扰，合理用药等，分粒
级浮选和泥、砂分选流程作为一项提高分选效率的新工艺被应用和发展，如美国的特温比尤
特、澳大利亚的摩根山铜矿选厂、原苏联哲兹卡兹干和巴哈什选厂、日本松峰选厂均在采用
泥砂分选派程后，工艺指标获得大幅度提高。
中间浮选 采用粗磨矿条件下的中间浮选是降低单体解离状态矿物泥化的有效措施。生
产实践表明，粗磨矿后有相当的有用矿物处于粗粒级中，此种已单体解离因其粒度粗而不能
随旋流器溢流进入浮选回路，但在浮选前又无需再磨，为此设计中间浮选及时回收已解离的
粗矿粒，其尾矿再送分级作业或返回磨矿（见图10），因此，过磨现象明显减轻，有用矿
物在细度中的损失量下降。同时，最终精矿的平均粒度增大，这有助于过滤，降低滤饼水分。
近些年来，芬兰奥托昆普公司研制的粗粒浮选槽和闪速浮选法，将使中间浮选工艺更为完善
和实用。
（3）分支浮选流程 如图11所示，它对原矿品位较低的矿石。可以自身提高原矿品位；
矿浆中的难选、细粒部分可以前一支的浮选产品（泡沫）作为载体而被背负；也可以借助于
前一支泡沫产品中剩余药剂而达到降低药耗，这些优点都被认为是有利于提高选矿指标的良
好条件。我国银山铅锌矿选厂在工艺流程的技术改造中应用了该工艺，取得了良好的效果。
图11
（4）重介质预选—浮选流程 铅锌矿石浮选之前进行重介质预选，可以大幅度抛废（抛
废量达35～40%），提高矿石的入选品位，在矿石品位逐渐下降的情况下，保证或提高金
属回收率。铅锌矿石重介质预选—浮选流程日益广泛使用，如原苏联列宁诺戈尔斯克选厂在
原矿经重介质预选后，将重产品和细粒级矿石分别处理，使金属回收率提高2～2.5%，同
时还降低了处理成本。此外，如原苏联兹良诺夫斯克和蒂克斯克、美国巴布—巴恩斯、日本
细仑、加拿大苏利万、西德海根、意大利玛苏阿的阿米-萨尔达以及波兰喔列库什等硫化矿、
氧化矿和混合铅锌矿选厂均成功地采用了重介质预选工艺，我国柴河铅锌矿选厂也采用了此
工艺。
