2019 年浮选药剂的进展

朱一民

（ 湖南有色金属研究院，湖南 长沙 400100）

2019 年我国在选浮药剂研发和生产继续保持世界领先地位。本文总结了2019 年我国选矿工作者有关浮选药剂的研究成果，分硫化矿捕收剂、氧化矿捕收剂、调整剂、起泡剂、浮选药剂的结构与性能、废水处理6 部分介绍给大家，以利于大家参考与应用。

1 硫化矿捕收剂

2019 年硫化矿捕收剂研究主要朝混合用药和高选择性的分离捕收剂发展，大量新药剂（代号药剂）也有新的研究，原创的硫化矿浮选捕收剂剂的合成报道少见。

1.1 D25 铅矿物捕收剂

有报道针对某铅锌银多金属硫化矿矿石性质特点，采用铅部分优先- 铅锌混合浮选工艺流程及新型铅矿物捕收剂D25 和新型锌矿物抑制剂T8，较好的实现了铅锌矿石的综合回收[1]。

1.2 KM 捕收剂

采用捕收能力强的KM 捕收剂对某地含铅0.88%、锌4.61% 的高风化砂岩混合型铅锌矿进行了浮选试验研究，经两次粗选、三次精选、三次扫选锌闭路流程分选，获得锌精矿产率8. 26%，品位45.78%，回收率83. 27% 的选矿指标[2]。

1.3 BK 306 铜捕收剂

对云 南 某 含铜0.22%、 含 锌0.68%、 含 镁14.34% 的选铁尾矿，以BK306 作为铜捕收剂，采用" 铜、锌顺序优先浮选- 铜、锌精选回路分别产出小尾矿" 的工艺流程处理该矿石，获得铜精矿中铜品位27.34%、含锌6.72%、铜回收率为57.25%，锌精矿中锌品位48.51%、含铟1160 g/t、含铜1.32%、锌回收率为69.96% 的良好指标[3]。

1.4 捕收剂EP 和丁基黄药组合

采用铜优先浮选的原则流程，通过采用高效捕收剂EP 和丁基黄药组合，并添加与之匹配的调整剂对大宝山矿含铜0.60%、含硫19.94%，矿样进行研究，小型闭路试验获得铜精矿铜品位和回收率分别为20.79%、81.85%，提高3.27 和1.29 个百分点。在日处理量8 000 t/d 的选厂，进行了7 d 连续工业试验，在原矿品位基本一致且不影响铜回收率的情况下，获得铜精矿品位20.07%，提高了铜精矿品位2.31 个百分点[4]。

1.5 丁基黄药和丁基铵黑药混用

对云南某氧化铜矿原矿含Cu 1.60%，含Ag 68.20 g/t，铜氧化率为93.92%，属于氧化铜矿石进行试验，试验方案采用优选硫化铜后浮选氧化铜工艺流程，在磨矿细度为-74 μm 65%，以丁基黄药和丁基铵黑药为捕收剂，硫化钠和水玻璃为调整剂，松醇油为起泡剂的条件下，经两次粗选、一次扫选、两次精选的浮选流程获得铜精矿Cu 品位26.68%，Cu 回收率94.12%，Ag 品位1 094.46 g/t，Ag 回收率94.04% 的试验指标[5]。

1.6 BK4 及JD-Mo 捕收剂

采用BK4 及JD-Mo 为捕收剂，硅酸钠、碳酸钠、磷洛克斯、硫化钠为调整剂，对钼混合浮选再分离的浮选试验流程对品位低，氧化率高的低品位混合型钼矿进行实验室选矿试验研究，从含钼0.095% 的原矿中得到了钼品位为45.81%，钼回收率为67.58% 的钼精矿产品及钼品位1.97%，钼回收率22.01% 的钼中矿产品[6]。

1.7 Y-89+ 戊基黄药混用

以Na2CO3作为矿浆pH 值调整剂、以Y-89+戊基黄药作为捕收剂，对金的载体矿物为黄铁矿的矿石进了回收金的试验研究，通过一次粗选三次精选三次扫选的浮选工艺流程，闭路试验可获得金品位41.13 g/t、金回收率85.45% 的金精矿[7]。

1.8 BK302 捕收剂

对某低品位铜锌混合精矿含锌41.86%、铜4.52%，，采用BK302 为捕收剂的抑锌浮铜方案，通过一次粗、三次精选和三次扫选浮选工艺获得铜精矿和锌精矿，实验室闭路试验指标为铜精矿含Cu 20.67%、Zn 6.12%，铜回收率85.25%; 锌精矿含Zn 50.05%、Cu 0.82%，锌回收率97.27%[8]。

1.9 BK906 捕收剂

陕西震奥鼎盛矿业有限公司铅锌选厂在铅锌矿浮选生产中，原工艺以乙硫氮、丁基黄药作为捕收剂。原药剂制度下铅精矿回收率偏低，锌精矿回收率波动大，铅锌互含率偏高，且石灰用量大，影响回水质量，并污染环境。针对以上问题，企业将方铅矿捕收剂调整为弱碱性下捕收效果良好的BK 906，闪锌矿捕收剂调整为MB。一年来的生产结果表明，BK 906 与MB 的配合使用，能在原矿品位下降的情况，仍有效提高铅与锌的回收率，降低铅锌互含率，石灰用量由过去的10 kg/t 降低至5 kg/d，具有良好的环保效应[9]。

1.10 乙硫氮+3418A 捕收剂

对云南某含金银硫化铅锌矿石铅品位为0.77%，锌品位为2.13%，并且伴生大量金、银等贵金属，金、银的嵌布粒度微细的矿石采用优先浮选硫化铅，选铅尾矿再选锌的优先浮选流程进行试验。试验结果表明：在磨矿细度为-0.074 mm 81.33%，以碳酸钠为pH 调整剂，以硫酸锌+ 焦亚硫酸钠为抑制剂，以乙硫氮+3418A 为捕收剂，经过2 粗3 精1 扫选铅，选铅尾矿以硫酸铜+ 氯化铵为活化剂，以丁基黄药为捕收剂，经1 粗2精1 扫流程选锌，获得了铅精矿铅品位50.36%、金 品 位28.79 g/t、 银 品 位965.47 g/t、 铅 回 收 率82.41%、金回收率77.18%、银回收率78.69%，锌精矿锌品位41.21%、锌回收率87.45% 的指标[10]。

1.11 HCC、异戊基黄药组合

针对新疆低品位高氧化难选铜矿进行试验研究，试验结果表明碱性环境有利于铜的浮选回收。采用HCC、异戊基钾黄药组合及其与异戊基钠黄药三种捕收剂的组合使用，能实现铜的高效回收。在pH 值为10，HCC、异戊基钠黄药和异戊基钾黄药配比为1:3:2 的条件下，闭路浮选铜回收率达81.32%，现场生产铜浮选回收率达75.27%[11]。

1.12 AT608A 与丁基黄药组合

对 某 含Mo 0.55%、Bi 0.79%、Cu 0.66%、Zn 2.25%、S 15.95%、As 2.58%、WO3＜ 35.84% 的钨矿石进行了脱硫降砷浮选试验研究。根据矿石的性质，采用硫砷混合浮选工艺流程，采用高效的活化剂BK 546B 替代传统的硫酸，不仅有利于钨精矿中硫、砷杂质的脱除，更重要的是可改善因使用硫酸而造成的操作不便和不良的作业环境；采用选硫特效捕收剂AT 608A 与丁基黄药组合，有利于提高硫、砷的脱除率，并降低钨精矿中硫、砷杂质的含量，提高钨精矿品质。闭路试验获得含WO355.64%、含硫0.38%、含砷0.088%、WO3回收率为99.34% 的钨精矿；而硫砷精矿中的WO3含量仅为0.66%，WO3在硫砷精矿中的损失率为0.66%，实现了钨精矿的高效脱硫降砷[12]。

1.13 DF-341 捕收剂

云南某高硫铅锌矿选矿厂硫精矿含铅、锌较高，铅、锌主要分别赋存在方铅矿和闪锌矿中；硫精矿中方铅矿、闪锌矿的粒度分别以微粒、细粒为主，且多为连生体，但闪锌矿的单体解离度相对较好的矿样进行研究，以石灰为黄铁矿抑制剂、硫酸铜为闪锌矿活化剂及DF-341 为捕收剂，经1 次粗选2 次扫选，粗精矿再磨后4 次精选，粗精矿再磨细度-45 μm 92%，获得了产率为3.16%、铅锌品位之和为54.96% 的铅锌混合精矿[13]。

2 氧化矿捕收剂

2019 年报导的氧化矿捕收剂主要还是各类常规脂肪胺、脂肪酸、磷酸、羟肟酸类捕收剂的改性和复配研究为主，基本实现了一矿一药的。

2.1 GYB 作为捕收剂

有人研究采用碳酸钠作为pH 值调整剂，硝酸铅作为活化剂，GYB 作为捕收剂，松醇油作为起泡剂，采用一次粗选两次扫选三次精选的工艺流程，最终闭路试验结果表明，锡石精矿中锡含量为5.27%、回收率62. 42%[14]。

2.2 BK305 捕收剂

采用预处理除杂- 银浮选- 重浮联合选锡的选矿新工艺处理玻利维亚某锡尾矿。选银过程中采用高效捕收剂BK305，最终获得了银品位4500 g/t、银回收率73. 63% 的银精矿。选银脱硫尾矿采用粗粒重选、细粒浮选- 重选联合的选锡工艺流程，获得了锡品位48. 37%、锡回收率52. 38% 的锡精矿，实现了尾矿中有价金属的综合回收[15]。

2.3 油酸钠与曲拉通X-100 组合药剂

研究了油酸钠(NaOL) 与曲拉通X-100 组合药剂在白钨矿浮选中的协同作用，揭示了表面活性性质与组合药剂协同效应的关系。研究结果表明，NaOL/TX-100 在白钨矿浮选中存在正协同效应，可提高白钨矿回收率以及降低捕收剂用量。机理研究表明，组合药剂的CMC 值、表面张力明显均低于油酸钠，气/ 液界面吸附量高于油酸钠，这些均有利于提高捕收能力和起泡性能，同时，组合药剂用药规律与CMC 值以及表面张力变化规律一致[16]。

2.4 BY-9 和P86 为组合捕收剂

采用重选- 浮选联合工艺对云南某硫化铅尾矿中的微细粒级锡石进行回收研究。首先采用离心选矿机脱除微细粒矿泥，以消除矿泥对后续锡浮选的不利影响，离心精矿进行反浮选脱硫，脱硫精矿采用碳酸钠为pH 值调整剂和分散剂，BY-9和P86 为组合捕收剂，CMC 为脉石抑制剂进行微细粒锡石正浮选。最终闭路试验得到锡精矿品位18.5%、回收率65% 的指标[17]。

2.5 油酸钠与苯甲羟肟酸组合

以油酸钠为主要捕收剂，与苯甲羟肟酸组合使用，复配出二元组合捕收剂，再通过单矿物浮选试验考察二元组合捕收剂对一水硬铝石和高岭石两种铝硅矿物的捕收性能。结果发现，二元组合捕收剂NaOL/BHA 对一水硬铝石和高岭石伴生的铝硅酸盐矿物的浮选效果明显超过单一油酸钠捕收剂，研究的二元组合捕收剂中油酸钠与苯甲羟肟酸的较佳摩尔配比为9 : 1。二元组合捕收剂可以明显促进一水硬铝石颗粒表观粒度增大，使其形成疏水性聚团，致使浮选回收率增大，而对高岭石表观粒度几乎没有影响[18]。

2.6 十二胺和油酸钠 混合

采用Materials Studio 中Forcite 模块，对十二胺和油酸钠两种捕收剂分子在锂云母表面的吸附过程进行了分子动力学模拟研究，分析了水分子在吸附前后相应的排布变化。吸附形貌的结果表明，十二胺与油酸钠用量在2 : 1 时吸附效果最好[19]。

2.7 HYY 与CF-813D 捕收剂

有报道采用HYY 作为正浮选捕收剂、CF-813D 作为反浮选捕收剂、通过常温正反浮选工艺，可获得磷精矿P2O5品位29.86%、P2O5回收率78.88% 的技术指标[20]。

2.8 CS-6 捕收剂

捕收剂CS-6 在车河选矿厂细粒级锡石浮选试验研究结果表明，采用CS-6 回收锡，在一次粗选、二次精选、三次扫选的试验流程下，得到锡精矿产率为3.65%，品位为18.43%，回收率为88.58%，较在同等条件下使用BY-9，精矿产率高0.31%，锡回收率高7.64%[21]。

2.9 YS-1# 萤石捕收剂

四川某稀土尾矿中含萤石27.58%，重晶石45.25%，氟碳铈矿1.25%，由于长期堆存，其综合回收利用难度大。试验通过磨矿- 萤石浮选- 萤石精矿磁选分离稀土- 萤石尾矿重选回收重晶石的选矿流程，可综合回收利用萤石、重晶石及稀土矿物。试验结果表明，以YS-1#为萤石捕收剂，EM326 为重晶石抑制剂，通过一次粗选、一次扫选、六次精选的浮选流程，可获得萤石精矿品位大于95% 的指标，对浮选萤石精矿进一步强磁分离稀土矿物，可获得萤石精矿CaF2品位97.63%、回收率73.57%、稀土精矿REO 品位38.57%、回收率45.27% 的指标; 萤石浮选尾矿通过分级—重选流程可获得重晶石精矿BaSO4品位90.35%，BaSO4回收率75.48% 的指标[22]。

2.10 捕收剂SH

有报道采用新型捕收剂SH 对重选流程中细粒级物料螺旋溜槽尾矿进行浮选脱泥脱硫预处理，然后进行常规的锡石浮选，取得较好的效果。当处理含硫3.8%、含锡0.4% 的锡石细粒物料，采用一次粗选、一次扫选、两次精选闭路脱泥脱硫流程，可得到硫品位25.31%，回收率96.06% 的硫精矿; 脱硫后的尾矿采用一次粗选、一次扫选、二次精选锡石活化闭路流程，可得到锡品位7.735%，锡回收率86.62% 的锡精矿。与传统的硫酸+ 黄药除硫相比，采用新型捕收剂SH 具有脱泥、脱硫干净的优点，无需添加硫酸作为硫铁矿的活化剂，选矿成本低，减少了使用硫酸带来的安全风险和职业健康危害[23]。

2.11 氧化铜矿捕收剂HZ

研究了一种新型的氧化铜矿捕收剂HZ 对纯矿物的浮选行为，考察了溶液pH 值、捕收剂用量等对浮选效果的影响，并与传统捕收剂进行了对比，试验结果表明，该新型捕收剂HZ 适应pH值范围较广，在pH 值为6 ～ 9 时，均可取得良好的浮选性能，同时具有用量少、捕收能力强等优点。实际矿石闭路试验结果表明，经一次粗选三次精选两次扫选浮选工艺流程，可以获得铜品位为32.56%、作业回收率为61.56% 的氧化铜精矿[24]。

2.12 BK317 锂捕收剂

某低品位锂辉石矿石含Li2O 仅约为0.97%，针对该矿石采用新型、高效、选择性好的含锂矿物捕收剂BK317 和活化剂TC，在磨矿细度-74 μm占75% 的情况下，经一次粗选三次精选一次扫选、中矿顺序返回闭路流程，最终获得含Li2O 4.46%、回收率80.40% 的锂辉石精矿[25]。

2.13 十二烷基硫酸钠

有人研究发现以十二烷基硫酸钠作为浮选药剂对锂辉石矿进行浮选脱泥取得了较佳的脱泥效果，脱除的矿泥量大、含锂品位低、矿泥中锂的损失小，脱泥后再浮选锂辉石，获得的锂辉石粗精矿品位有了很大程度的提高。预先脱泥后的锂辉石矿经过一次粗选两次精选三次扫选的浮选流程，可获得良好的选矿指标。闭路试验表明，该进口锂辉石矿原矿Li2O 含量为1.42%，经预先脱泥—浮选锂辉石选别流程处理后，获得的锂辉石精矿Li2O 品位为5.83%，Li2O 回收率为78.54%[26]。

2.14 十二胺

根据四川某高泥氧化铅锌矿中铅、锌的氧化率高，且白铅矿、菱锌矿、褐( 针) 铁矿密切共生的特点，采用了硫化- 黄药浮选法(SXF) 硫化- 胺浮选法(SAF) 对铅、锌进行回收，并取得了较好的指标。浮锌阶段采用十二胺作为捕收剂、硫化钠作为硫化剂、ZnSO4作为调整剂。半闭路试验可获得铅精矿中铅品位与回收率分别为66.10%、88.29%，锌精矿中锌品位与回收率分别为19.41%、87.09%的较好指标[27]。

2.15 TSY-15 锂捕收剂

有报道锂辉石选矿，在磨矿细度-0.074 mm 72.2% 的情况下，采用磁选（636.94 kA/m）脱铁、回收锂辉石，其中浮选以Na2CO3+NaOH 作pH 值调整剂和脉石矿物分散剂，CaCl2作锂辉石的活化剂，TSY-15 作捕收剂，经1 粗2 精3 扫、中矿顺序返回流程处理，最终获得Li2O 品位为6.02%、Li2O 回收率为80.65%、Fe2O3含量为0.67% 的锂辉石精矿，达到陶瓷级锂辉石精矿质量标准[28]。

2.16 两性螯合捕收剂DTA-2 与DRQ-3

东北大学研制了一种新型、高效的两性螯合捕收剂DTA-2，对某悬浮焙烧后磁选铁精矿进行提铁降铝反浮选试验。试验结果表明：在常温，自然pH 值条件下，以DTA-2 为捕收剂，淀粉为抑制剂，经1 粗1 精1 扫反浮选流程试验，可以获得精矿TFe 品位66.80%、Al2O3品位3.26% 的指标[29]。

采用实验室合成的新型两性螯合捕收剂DRQ-3对锂辉石进行浮选试验，同时借助红外光谱和Zeta电位检测手段对DRQ-3 与锂辉石作用机理进行了研究。试验结果表明，在室温（26 ℃）、矿浆自然pH 值（pH=8.5）、DRQ-3 用 量 为50 mg/L 的试验条件下，锂辉石的浮选回收率可达94.50%，DRQ-3 对锂辉石显示出很强的捕收能力[30]。

2.17 改性脂肪酸类捕收剂DYM-1

以菱镁矿单矿物及其常见脉石矿物白云石和石英单矿物为研究对象，考察自制改性脂肪酸类捕收剂DYM-1 对各单矿物可浮性的影响。试验结果表明，在25 ℃，矿浆pH=12.0，DYM-1 用量为80.0 mg/L 时，菱镁矿回收率可达到98%，白云石回收率为73%，石英回收率为21%，菱镁矿与白云石和石英的回收率差值最高，菱镁矿与2 种脉石矿物的浮选分离效果最好[31]。

2.18 H106 捕收剂

山西某磁选铁精矿铁品位为65.16%，S 含量高达2.62%，主要铁矿物为磁铁矿，占总铁的92.23%；含硫矿物主要为磁黄铁矿和黄铁矿，分别占总硫的53.72% 和45.67%，硫在粗粒级（+0.154 mm）和细粒级-0.045 mm 的含量相对较高，超过70% 的硫分布在-0.0074 粒级。为降低该铁精矿中的硫含量，进行了反浮选脱硫试验。结果表明，试样采用1 粗1 精- 粗选与精选尾矿合并扫选，扫选精矿返回粗选的闭路浮选流程处理，在粗选+ 精选丁基黄药用量为（400+100）g/t、H106 用量为（950+450） g/t、松醇油用量为（50+20）g/t 的情况下，可获得铁品位为66.59%、含硫0.29%、铁回收率为91.40% 的铁精矿和硫品位为22.13%、含铁52.75%、硫回收率为90.07% 的硫精矿[32]。

2.19 捕收剂DTL-1

国外某铁矿石经悬浮焙烧- 磁选得到的铁精矿TFe 含量为64.50%、Al2O3含量为5.95%，主要铁矿物是磁铁矿，少量赤铁矿。为解决其Al2O3含量较高的问题，对悬浮焙烧- 磁选后的高铝铁精矿样进行脱铝试验。结果表明：在温度25 ℃、pH值8.0、捕收剂DTL-1 用量50 g/t 的条件下，采用1 粗3 精1 扫的浮选闭路试验流程，最终获得了TFe 品位66.40%，TFe 回收率87.81%，Al2O3品位4.90% 的浮选铁精矿产品[33]。

2.20 苯甲羟肟酸（BHA）- 铅配位离子捕收剂

有研究者用苯甲羟肟酸（BHA）- 铅配位离子捕收剂对白钨矿进行选择性捕收，在大幅减少水玻璃用量的前提下，可高效实现白钨与其他含钙矿物的选择性分离。通过调节BHA 与铅的配比及加药方式，实现了黑白钨的常温混合浮选，并在一定程度上取代了经典的 “彼德罗夫” 加温精选工艺。水玻璃用量的减少也有助于钨的回收以及回水的循环利用[34]。

2.21 F-716 捕收剂

有研究者通过浮选稀土载体矿物磷灰石进而实现稀土浮选的工艺，在磨矿细度-0.074 mm 70%条件下，以碳酸钠为调整剂，水玻璃为抑制剂，F-716为捕收剂，经1 粗2 精1 扫闭路浮选工艺，从某低品位稀土矿石REO 含量为1.50%，获得了稀土精矿REO 品位11.65%、回收率86.95% 的指标[35]。

2.22 十二胺、十八胺、LU-1、LU-3 捕收剂

研究者分别以十二胺、十八胺、LU-1、LU-3为阳离子捕收剂考察其对石煤中白云母、石英的浮选效果。结果表明：捕收剂浓度对白云母浮选有较大影响，但对石英无明显影响；在酸性条件下，十二胺、十八胺和LU-1 对白云母有良好捕收作用，其中十二胺的捕收效果最好；在弱碱性条件下，LU-3 对石英的捕收效果良好。石煤提钒预分选中可在酸性条件以十二胺为捕收剂浮选白云母或碱性条件下以LU-3 为捕收剂浮选石英，分离白云母和石英，以提高钒入浸品位，并减少进入浸出工序物料量，从而降低浸出剂消耗。这有利于降低成本，提高钒回收率[36]。

2.23 油酸钠和聚醚P123 组合捕收剂

研究者研究了油酸钠和聚醚P123 组合捕收剂以及抑制剂海藻酸钠在白钨矿与方解石浮选分离中的作用，考察了钙离子对白钨矿与方解石浮选分离的影响，并分析海藻酸钠对方解石的抑制作用机理。结果表明：与常用捕收剂油酸钠相比，油酸钠和聚醚P123 组合捕收剂提高白钨矿的浮选回收率，并降低方解石的浮选回收率，但仅用捕收剂在试验所研究的pH 值范围内无法实现白钨矿与方解石的浮选分离。抑制剂海藻酸钠在白钨矿及方解石表面均能被吸附，但在方解石表面的吸附量显著高于在白钨矿表面的吸附量，从而对方解石具有选择性抑制作用。钙离子的存在对方解石和白钨矿的浮选影响较小，对海藻酸钠的抑制行为也没有影响，使用海藻酸钠做抑制剂能够实现白钨矿与方解石的浮选分离[37]。

2.24 辛基羟肟酸

有人研究了辛基羟肟酸在氟碳铈矿表面的吸附行为和吸附机理，结果表明：辛基羟肟酸在氟碳铈矿表面吸附符合二级动力学模型，等温吸附过程符合Freundlich 吸附模型，pH=9.5 时辛基羟肟酸在氟碳铈矿表面的吸附速度和吸附量比pH=6.5 时的大；辛基羟肟酸在氟碳铈矿表面的吸附为多层、不均匀吸附，是物理吸附和化学吸附共同作用的结果，但以化学吸附为主[38]。

2.25 锂辉石捕收剂EMBH

有人对原矿品位Li2O 1.55%、Nb2O50.0049%、Ta2O50.020%、Rb2O 0.38% 的锂多金属矿进行浮选试验，在磨矿细度-0.074 mm 70.3% 的条件下，采用高效锂辉石捕收剂EMBH，经 “一粗三精二扫” 的浮选闭路试验及浮选精矿强磁选试验，获得了Li2O 品位5.93%，Li2O 回收率为68.06% 的较好锂精矿指标。含铁铌钽矿物中，铌、钽回收率分别为Nb2O542.63%、Ta2O536.55%，铷主要富集在尾矿中，尾矿中Rb2O 分布率为85.70%[39]。

2.26 乳酸对棉油酸进行改性

研究者利用乳酸对棉油酸进行改性处理，通过浮选确定药剂合成的较佳条件，并对反应条件下的合成药剂进行红外光谱表征、酯化率测定以及同几种工业化药剂浮选性能对比试验。结果表明，较佳反应条件为，棉油酸与乳酸的质量比为10 : 3，反应温度为120℃，反应时间为120 min；红外光谱测试显示合成药剂含有官能团为羟基、羧基、酯基，表明棉油酸跟乳酸发生了酯化反应，酯化率为39.98%；合成药剂对中低品位胶磷矿有较好的选择性及捕收能力。在原矿P2O5品位21.56%、浮选温度20℃、药剂用量0.9 kg/t 条件下，经过正浮选一次粗选得到精矿P2O5品位24.89%、回收率80.39%、选矿效率10.56% 的浮选指标，该合成药剂原料廉价易得，无毒无污染，合成工艺简单，有着良好的应用前景[40]。

2.27 捕收剂RA915

为进一步提高姑山赤铁精矿产品质量，对试样进行了磨矿- 强磁选- 阴离子反浮选试验。试验结果表明：磨矿细度-30 μm 90%，强磁选一粗一扫磁场强度0.8、0.95 T，阴离子反浮选在NaOH用量1 000 g/t、淀粉用量1 000 g/t、石灰用量600 g/t、捕收剂RA915 用量（750+250）g/t 的条件下，经过一粗一精三扫反浮选闭路试验流程，浮选铁精矿TFe 品位可达63.25%，回收率70.15%[41]。

2.28 油酸钠和苯甲羟肟酸组合捕收剂

采用油酸钠和苯甲羟肟酸组合捕收剂针对新疆某含铍（BeO）0.45% 的羟硅铍石浮选中，单一捕收剂选择性较低、精矿品位不高的问题进行浮选试验的，结果发现，当组合捕收剂用量为1000 g/t时（油酸钠：苯甲羟肟酸质量比为9:1），二者预先混合后加入，浮选效果较佳，经过四次开路精选，能够得到BeO 品位10.22% 的铍精矿，富集效果较好[42]。

2.29 磷酸酯药剂Gz92、氨类药剂AE35

为解决胶磷矿浮选中pH 值调整剂用量大、浮选流程复杂的问题，以新型磷酸酯药剂Gz92、氨类药剂AE35 为白云石和石英的反浮选捕收剂，探索胶磷矿同步反浮选工艺。研究结果表明：单一捕收剂在中性pH 值条件下，Gz92 对白云石表现出良好的捕收能力，AE35 对石英表现出良好的捕收能力；Gz92 与AE35 联合对白云、石英表现出良好的捕收能力，对磷灰石无捕收能力；Gz92与AE35 联合，一次浮选，可将人工混合矿P2O5品位从18.59% 提高到31.91%，回收率67.96%[43]。

3 浮选调整剂

2019 年调整剂研究与应用得到长足的发展，所报道的药剂比硫化矿捕收剂还要多，新型浮选调整剂的研发引起广大研究者的关注。

3.1 活化剂乙二胺膦酸盐

研究者通过孔雀石和硅孔雀石的单矿物和实际矿石浮选试验，研究了硫化钠对不同粒级孔雀石和硅孔雀石浮选的影响，矿浆pH 值、硫化时间、浮选机转速对+53 μm 粗粒级孔雀石浮选的影响，以及强化活化剂乙二胺膦酸盐对不同粒级孔雀石和硅孔雀石浮选行为的影响。利用红外光谱分析和氧化铜表面溶解行为测试，分析了氧化铜矿表面强化活化剂的作用机理，为实际矿石浮选提供的了技术依据，提高了实际矿石浮选技术指标，回收率提高2. 03 个百分点[44]。

3.2 BY-5 抑制剂

采用先重选后浮选的联合工艺处理微细粒锡石，重选精矿浮选采用BY-9 作捕收剂，BY-5 抑制脉石矿物。给矿品位在0.282% 条件下，通过悬振锥面选矿机预先富集，粗精矿再浮可获得含Sn 42.49%、回收率为48.46% 的锡精矿[45]。

3.3 石灰、TW、硫酸锌和亚硫酸钠组合药剂作

为了解决某难选铜锌多金属硫化矿矿物共生关系密切，且次生硫化铜矿物的含量较高，致使铜锌硫矿物分离难度较大的问题，依据矿石特性，采用一段细磨- 铜锌硫等可浮- 铜锌硫分离- 锌浮选的工艺流程，使用石灰、TW、硫酸锌和亚硫酸钠组合药剂作锌矿物的抑制剂，使用选择性较好的Z-200 作为铜矿物的捕收剂，实现了铜锌矿物的有效分离，实验室闭路试验获得的铜精矿品位23.23%、铜回收率91.45%，锌精矿品位49.53%、锌回收率85.36%，硫精矿品位44.25%、回收率59.16%，分离指标较为理想[46]。

3.4 磷酸酯淀粉

有人以十二胺为捕收剂浮选赤铁矿和石英单矿物时，发现木薯原淀粉作为抑制剂选择性较差，而磷酸酯淀粉表现出较好的选择性。采用石英晶体微天平(QCM-D) 测定了两种抑制剂溶液分别在Fe2O3镀层和SiO2镀层的石英晶体谐振器表面的吸附全过程，两种抑制剂在Fe2O3表面的吸附作用快、吸附紧密、吸附层质量较高、且吸附不可逆; 两种抑制剂在SiO2表面的吸附层质量较低、且吸附可逆，同时吸附速度有显著差别，木薯淀粉的吸附速度快、而磷酸酯淀粉的吸附速度较慢[47]。

3.5 LY-2 抑制剂

为了解决高硫铅锌矿分离时石灰用量大的问题，研究者在低碱度的情况下(pH=9) 采用LY-2 可以较好地抑制黄铁矿。闭路试验可获得铅精矿含铅61.13%，铅回收率88.40%，铅硫分离铅作业回收率91.75%，硫精矿含铅1.66%，含锌2.76%，铅回收率7.95%，锌回收率5.19%，实现了铅硫的高效分离[48]。

3.6 黄薯树胶

研究者研究了黄薯树胶在白钨矿与方解石浮选分离中的作用，并分析其机理。结果表明，在浮选体系中添加黄薯树胶对白钨矿抑制效果不明显，但对方解石有强烈的抑制效果。在pH 值为7，黄薯树胶用量为30 mg/L 时，方解石和白钨的可浮性出现较大差异，白钨矿与方解石可以有效分离。[49]。

3.7 CCMA811 活化剂

针对刚果( 金) 某铜钴矿含铜、 钴分别为1.70%、0.291%，铜、钴氧化率达90% 以上，且具有高钙镁、贫硫、易浮脉石含量高的特点开发出高效活化剂—CCMA811，通过一次粗选、两次扫选、三次精选的浮选工艺即可获得品位较高的铜钴混合精矿，与不采用活化剂的工艺相比，铜、钴回收率分别提高了10% 和20% 以上，精矿钴品位由1.81% 提高至3.22%，实现了铜钴资源的高效回收与利用[50]。

3.8 活化剂X-45、KT-51

有报道对缅甸含硫锡矿有用矿物嵌布粒度细，主要有价元素为锡和硫，其中，锡含量为2.94%、硫含量为9.65% 的样品进行研究，采用先脱硫-后选锡的浮选工艺流程，实现了硫和锡的高效回收。结果表明，使用新型活化剂X-45、KT-51 活化硫和锡，最终得到硫精矿的品位和回收率分别为36.68% 和94.02%，锡精矿的品位和回收率分别为21.06% 和60.27%[51]。

3.9 Ce3+ 活化剂

有报道研究了以辛基异羟肟酸为捕收剂浮选稀土时矿浆中Ce3+对含钙脉石矿物萤石及方解石的活化作用机理。浮选结果表明，当辛基异羟肟酸浓度为2.0×10-4mol/L、矿浆中Ce3+浓度小于1×10-4mol/L 时，pH 值在6 ～ 10 之间时，Ce3+对含钙矿物萤石及方解石有活化作用[52]。

3.1 0 絮凝剂CMS

鄂西隐晶质鲕状赤铁矿进行磁化焙烧- 阶段磨矿- 磁选试验，得到TFe 57.73%、含磷0.70%，铁回收率为90.41% 的人工磁铁矿粗精矿。为继续提升精矿质量，对该矿进行细磨，矿磨矿细度-0.022 mm 79.6% 时，单体解离度为84.63%。在添加絮凝剂CMS 后，FTIR 分析表明絮凝剂CMS 在磁铁矿表面产生了选择性吸附，使细磨粗精矿平均粒径或人工磁铁矿平均粒径均大幅度增大，而石英平均粒径增幅很小，从而增强了脉石与磁铁矿的分离效果，提高了铁的回收率[53]。

3.1 1 抑制剂T11 和TC

有报道用辅助抑制剂T11 和TC 解决某多金属硫化矿矿石性质变化后精矿产品互含高、硫精矿和尾矿中金属损失等问题，在进行了脱硫作业和铜与铅锌分离作业的闭路试验获得了铜精矿铜品位22.78%， 含铅+ 锌14.30%， 铜回收率80.60%；铅锌精矿铅+ 锌品位39.23%，铅+ 锌回收率175.16%。与现场药剂制度相比，铜回收率及铅+ 锌回收率基本相当，铜精矿和铅锌混合精矿产率均减小，铜精矿铜品位提高1.01%，铅+ 锌含量降低2.04%；铅锌精矿铅+ 锌品位提高2.16%[54]。

3.1 2 ZA 抑制剂

有研究者报道了用ZA 替代Na2S、对再磨选精矿进行2 次再磨选的情况下，采用再磨1（-0.038 mm 85%）-1 粗3 精4 扫- 再磨2（-0.038 mm 90%）-2次精选、中矿顺序返回流程处理试样，最终获得钼品位为53.57 %、钼作业回收率为98.45 % 的钼精矿，尾矿钼品位降至0.175 %，精矿钼品位和钼作业回收率分别提高了8.51 个百分点和8.14 个百分点，再磨选尾矿品位下降0.945 个百分点[55]。

3.1 3 FS 活化剂

研究者为解决铁精矿硫含量较高，以FS 为活化剂、异丁基黄药为捕收剂、2#油为起泡剂进行脱硫试验，在粗选用量分别为2000、200、30 g/t，精选用量分别为500、100、20 g/t 的情况下，采用1 粗1 精闭路流程处理试样，最终获得了铁品位为64.53%、铁回收率为97.13%、含硫0.21% 的铁精矿，达到了入炉铁精矿含硫质量要求[56]。

3.1 4 SY 铋抑制剂

有报道以石灰为调整剂、SY为铋抑制剂、Z-200为捕收剂1 粗1 精2 扫流程抑铋浮铜，以GYC-1为铋活化剂、丁基黄药为铋捕收剂1 粗2 精2 扫流程活化浮铋，最终获得铜品位为19.01%、铜回收率为93.51%、含铋0.81% 的铜精矿，以及铋品位为21.39%、铋回收率为78.61%、含铜0.63% 的铋精矿，与现场生产指标相比，铜精矿铜品位、铜回收率分别提高了10.48 和9.19 个百分点，含铋下降了1.85 个百分点；铋精矿铋品位下降了5.23个百分点、铋回收率提高了33.25 个百分点，含铜下降了1.68 个百分点[57]。

3.1 5 组合抑制剂CHP

有报道矿石在磨矿细度为-0.074 mm 75% 的情况下，在铜铅分离过程中，采用无氰无铬环保型铅组合抑制剂CHP 可实现铜、铅高效分离。采用1 粗3 精2 扫铜铅混浮、1 粗3 精2 扫铜铅分离、1 粗2 精1 扫选锌流程处理矿石，可获得铜品位为22.13%、铜回收率为80.08% 的铜精矿，铅品位为62.32%、铅回收率为79.63% 的铅精矿，以及锌品位为52.56%、锌回收率为82.20% 的锌精矿[58]。

3.1 6 H2O2

有人研究了一种清洁、高效的铜钼硫化矿浮选分离方法，在以海水或纯水造浆的情况下，以H2O2为氧化剂对黄铜矿和辉钼矿进行预处理，然后进行纯矿物浮选试验和人工混合矿浮选试验，发现：①在海水和纯水中，黄铜矿经H2O2处理后，可浮性显著降低；在海水中，H2O2预处理能提高辉钼矿的可浮性，而在纯水中H2O2的预处理反而会降低辉钼矿的可浮性。②黄铜矿经H2O2预处理后可浮性降低，与黄铜矿颗粒表面被H2O2氧化，形成亲水氧化物有关；无论在纯水还是海水中，H2O2对辉钼矿可浮性的影响相对较小，主要与H2O2对辉钼矿表面的氧化作用较弱有关。③无论在纯水还是海水中，经H2O2预处理的黄铜矿与辉钼矿的人工混合矿能较好地实现分离，且在海水中的分离效果更好[59]。

3.1 7 有机酸L- 半胱氨酸

以小分子有机酸L- 半胱氨酸为含铁硅酸盐霓石的抑制剂，在油酸钠捕收剂体系中研究了镜铁矿和霓石单矿物的浮选行为，结果表明: 油酸钠对镜铁矿和霓石均有较强的捕收作用，在pH 值=8、NaOL 浓度为60 mg/L 时，镜铁矿和霓石回收率分别 为89.70% 和85.32%; 当pH 值=9、NaOL 浓 度60 mg/L、L-CYS 浓度32 mg/L 时，霓石回收率仅为24.83%，而镜铁矿回收率维持在85% 左右，可以实现镜铁矿和霓石的浮选分离[60]。

3.1 8 次氯酸钠和焦亚硫酸钠

次氯酸钠和焦亚硫酸钠对氰化黄铜矿的活化作用。结果表明：氰化黄铜矿不经活化难以浮选，而次氯酸钠和焦亚硫酸钠都对其具有明显的活化效果。丁基黄药在未经活化的氰化黄铜矿表面吸附时的表观活化能较高，而次氯酸钠和焦亚硫酸钠的作用可分别将丁基黄药在氰化黄铜矿表面吸附时的表观活化能减少76.64% 和79.84%，大幅降低了捕收剂的吸附难度。次氯酸钠和焦亚硫酸钠的作用可大幅降低氰化黄铜矿表面的CuCN含量，并使表面S 元素浓度分别升高43.83% 和72.13%，显著改善氰化黄铜矿表面的硫亏损状态[61]。

3.1 9 TS 复合活化剂

针对高硫蒙古铁精矿( 硫含量2.56%)，分别选用四种不同的捕收剂( 丁基黄药，己基黄药，异戊基黄药，丁基铵黑药) 和TS 复合活化剂，进行反浮选脱硫，探究捕收剂对高硫铁精矿浮选脱硫效果的影响规律。结果表明: 选用丁基铵黑药作捕收剂与TS 活化剂配合，脱硫效果较佳[62]。

3.2 0 阻垢剂

有人尝试将阻垢剂应用于浮选中在生产过程中，由于石灰等pH 值调整剂的加入，引入了成垢离子，导致搅拌桶、浮选柱以及管道等设备结垢严重。阻垢剂通过与成垢阳离子(Ca2+，Mg2+) 的相互作用，能较好地抑制垢的生成，已广泛应用于水处理及工业管道输送领域。通过浮选试验发现阻垢剂的加入对黄铁矿的浮选存在抑制作用[63]。

3.2 1 聚乙二醇400、淀粉

有报道油酸钠体系中，聚乙二醇400、淀粉以及两者不同比例混合对霓石和镜铁矿的抑制效果。试验结果表明：淀粉对霓石和镜铁矿的抑制作用比聚乙二醇400 强而选择性弱；组合抑制剂淀粉和聚乙二醇400 的较佳质量浓度比为2：1，此时霓石和镜铁矿的回收率分别为74.80%和14.18%[64]。

3.2 2 LY 和硫代硫酸钠

有研究者研究新型组合抑制剂（LY 和硫代硫酸钠）在不同浮选条件下对黄铜矿和方铅矿的抑制作用，并与传统抑制剂重铬酸钾、羧甲基纤维素、亚硫酸钠等进行了对比。试验结果表明，在矿浆自然pH 值至弱碱性条件下，新型组合抑制剂（LY和硫代硫酸钠）对方铅矿具有良好的抑制作用，而对黄铜矿抑制作用较弱[65]。

4 起泡剂

2019 年起泡剂的研发和应用较2018 年报道的要少，可能是与起泡剂的应用在实际工业应用中相对成熟有关。

4.1 730A 起泡剂

有研究表明，以CaO 作为黄铁矿抑制剂，Na2S 为氧化铜矿活化剂， 戊黄药为捕收剂， 730A 为起泡剂，采用一粗二精一扫的混合浮选流程，可获得产率为4.94% 的Cu 精矿，精矿含Cu 13.28%，含Pb 5.87%，含Ag 407 g/t; 回收率Cu 为82.51%，Pb 为55.77%，Ag 为79.98%[66]。

4.2 聚丙二醇单甲基醚（DPM）和聚丙二醇单丁基醚（DPB）

有研究者在浮选工艺条件及其他药剂条件相同的情况下，从铅锌矿物的硫化矿浮选回收的变化角度出发，考察两种相似化学结构的起泡剂DPM 和DPB 的浮选特性。研究结果表明：起泡剂DPB 的浮选效率优于DPM。起泡剂DPB 对回收较细粒级的铅矿物更有利，而起泡剂DPM 对回收较粗粒级的锌矿物更有利。起泡剂DPB 比DPM更有利于提高铅锌精矿的品位[67]。

5 浮选药剂的结构与性能

2019 年我国在浮选药剂的结构与性能这一领域的研究报道不少，继续保持世界领先的地位。

5.1 生命周期排放评价模型

针对选矿药剂对环境影响较大的问题，首次利用生命周期评价技术，建立了铜钼分离抑制剂NaHS 与BK511 生命周期排放评价模型，并对比二者的生命周期排放评价指标。研究表明：BK511 产品毒性低，用量少，采用一锅法制备技术，生产和制备过程不产生三废，使用过程有害物质排放少，说明BK511 生命周期排放综合外部成本降低，对环境影响小。从产品抑制性能及降低生命周期排放角度两个方面证明，BK511 是清洁、高效的铜钼分离抑制剂，是NaHS 优良的替代物[68]。

5.2 普遍化微扰理论和密度泛函理论计算

有报道采用普遍化微扰理论和密度泛函理论计算了铜硫矿浮选新型捕收剂的结构和性能参数。通过与传统捕收剂的参数对比，新型捕收剂的最高占据轨道能量与黄铜矿的最低非占据轨道能量相差较大，捕收力较弱，而最低非占据轨道能量较低，对黄铜矿吸附能力强，对黄铁矿吸附能力弱，选择性较好[69]。

5.3 疏水碳链中碳原子数目对胺类捕收剂起泡性能的影响

为了研究疏水碳链中碳原子数目对胺类捕收剂起泡性能的影响，有报道采用充气法对十二胺、十四胺和十六胺产生的泡沫体积、泡沫半衰期和泡沫大小分布等参数进行了测量。结果表明：在溶液pH 值=6.0 时，具有最大发泡体积的捕收剂种类由高到低依次是十四胺＞十六胺＞十二胺；在药剂用量均为1.0 g/L 时，起泡能力由强到弱为十四胺＞十六胺＞十二胺；随着捕收剂疏水碳链中碳原子数的增加，分子间的相互作用增强，溶液黏度增大，泡沫半衰期也大幅增加，t1/2 由高到低依次是十六胺＞十四胺＞十二胺；气泡索特直径达到最小值时的药剂用量由低到高依次为十六胺＜十四胺＜十二胺；胺类捕收剂中疏水碳链越长，其最大发泡体积和CCC 也更容易在低浓度下达到，在试验药剂用量范围内，药剂溶液黏度由低到高依次为：十二胺＜十四胺＜十六胺，药剂溶液黏度越大，产生的泡沫稳定性越好[70]。

5.4 油酸钠浮选体系中EPE 型双亲嵌段共聚物

有研究者系统地研究了在油酸钠浮选体系中EPE 型双亲嵌段共聚物F-127 对微细粒石英和萤石的人工混合矿浮选速率的影响。结果表明：油酸钠对萤石具有良很好的捕收效果，对石英无捕收效果；F-127 具有一定的起泡功能，因而能显著加快萤石纯矿物的上浮；微细粒石英易与粗粒萤石发生异相凝聚，F-127 通过改善矿浆的分散程度，可促进微细粒石英从粗粒萤石表面解吸下来，从而改善萤石与石英的浮选分离效果[71]。

5.5 乳化捕收剂稳定性的影响

有研究者通过单因素试验从乳化剂HLB、搅拌转速、搅拌时间、温度等方面来探索乳化捕收剂稳定性的影响。结果表明: 在乳化剂加入量为2%( 质量分数)，搅拌转速800 r/min，搅拌时间为12 min，温度25℃下所制得的乳液稳定性较佳。在微观状态下，乳化液中油滴分散的比较均匀，但是水包着的油滴不稳定，乳液颗粒之间容易兼并，形成较大的乳滴。精煤产率相同时，乳化柴油的用量是柴油用量的66.7%。在乳化柴油和普通柴油的分选指标相似的情况下，乳化柴油的用量较少，也说明了乳化后的柴油液滴对浮选的促进作用优于小液滴对矸石的捕收作用[72]。

5.6 混合黄药自然条件及与硫化矿作用后的降解

有研究者考察了黄药浓度、不同比例的混合黄药及其与硫化矿作用对黄药降解的影响，并建立了相应的降解动力学方程。结果表明，在自然降解条件下，混合黄药中不论提高乙黄还是戊黄的比例，与单一黄药的自然降解相比，其更难降解；提高混合黄药中戊基黄药的比例，能加快其与硫化矿作用后的自然降解速率。与硫化矿作用后的混合黄药，都明显大于在自然条件下黄药的降解速率，与含硫低的硫化矿作用后的降解速率高于与含硫高的硫化矿作用后的。不同浓度的单一黄药、不同比例的混合黄药自然条件下及与硫化矿作用后的降解过程基本符合一级动力学方程[73]。

6 选矿废水处理

6.1 聚合硫酸铁(PFS)、七水硫酸亚铁

中南大学以两种途径研究了混凝沉淀法对湖南某多金属矿选矿废水COD 去除的可行性。用聚合硫酸铁(PFS)、七水硫酸亚铁为水处理剂，分别在总尾矿矿浆和尾矿库出水中考察初始pH 值，混凝剂种类及药剂用量等因素对选矿废水COD 去除的影响。结果表明，在总尾矿矿浆中加入聚合硫酸铁1 g/L，COD 由186 降至121 mg/L，或在尾矿库出水中控制初始pH 值为7 ～ 9，加入七水硫酸亚铁500 mg/L，COD 由135 降至88 mg/L。以第一种方案进行工业试验，取得了良好指标，排水pH 值为6 ～ 9，COD ＜100 mg/L，达到污水综合排放标准(GB 8978-1996) 一级标准的要求[74]。

6.2 同种类黄药在矿石浮选过程中，充气、搅拌、黄药浓度及种类分布影响

研究者对五种不同的黄药在硫化矿浮选过程中分布的影响因素进行了分析研究。以硫含量差别较大的两种铁矿石为试样，研究了不同种类黄药在矿石浮选过程中，充气、搅拌、黄药浓度及种类对其分布的影响。结果表明，黄药在矿石表面的分布率随充气时间和搅拌时间的延长而升高;在充气和不充气条件下，黄药与矿石作用后，其在矿石表面的分布率最高可达95% 以上，最低为20.2%，在仅搅拌条件下，含硫低和高的矿石表面的黄药分布率最高分别为49.85% 和69.76%; 黄药的碳链长度越长，其吸附在矿石表面的比例越高，直链结构的黄药比支链结构的黄药更易吸附在矿石表面上; 黄药的浓度越高，其吸附在矿石表面的比例越高。该研究可以给黄药废水的降解及其去除提供理论基础[75]。

6.3 氧化还原法+ 中和沉淀法+ 活性炭吸附法

有报道研究了新疆某选厂选矿废水的处理方法，并对处理后的废水进行了选矿验证试验。确定采用" 氧化还原法+ 中和沉淀法+ 活性炭吸附法" 联合处理选矿废水。结果表明，当初始废水pH 值在2 左右，FeSO4·7H2O 投加量为理论值，石灰乳调节溶液pH 值于7 ～ 8，活性炭的投加量为0.3 g/L 时，废水中重金属以及COD 的去除率最高。处理后的选矿废水中Cr、Cu、Pb 以及COD 的含量均低于国家污水排放标准，选矿验证试验结果表明，处理后的废水可循环利用[76]。

7 结 语

(1）2019 年的硫化矿捕收剂大部份研究都是围绕着混合用药来开展的。其中以BK 系列的报道为多。这一现象也可理解为硫化矿捕收剂的研发遇到瓶颈，即研发周期过长，投入的人力物力不合算所致。硫化矿捕收剂的应用也趋于一矿一药。

(2）在氧化矿捕收剂研发与应用中，苯甲羟肟酸（GYB）的应用日趋广泛，除钨锡稀土外，已成功应用于氧化铜、一水硬铝石及高岭石浮选。

(3）脂肪酸与胺类捕收剂混合使用选氧化矿，揭示了阳离子与阴篱子捕收剂混用的应用前景。

(4）由于环保能源电池材料受到全球的重视，锂矿物的浮选捕收剂研究受到我国药剂工作者的极大关注。

(5）磷矿浮选捕收剂有一定进展。

(6）为解决我国矿石品位贫杂细的问题，各种有机无机调整剂的研发与应用受到关注，成功的案例越来越多。调整剂的混合应用也做得风生水起，各研究机构和用户也投入了越来越多的人力物力。2019 年是我国调整剂研发和使用的丰收年。

(7）无氰无铬环保型铅组合抑制剂的出现将为铜铅分离开辟新途径，也提供了选矿药剂服从于环保政策的提供了方法。

(8）阻垢剂成功应用于浮选，再次体现出交叉学科知识应用是浮选药剂的研究新方法。

(9）醚类起泡剂，特别适合于锂矿物的浮选。

(10）浮选药剂的结构与性能再次引起广大研究者的重视，而且引入的各种物理化学原理越来越多这将为新型高效低毒价廉的浮选药剂开发打下良好的理论基础。浮选药剂与矿物在浮选过程中的作用机理研究经久不衰，近十年一直处于国际领先的地位。

(11）聚合无机盐主要用于选矿废水处理，期待更好更经济的选矿废水处理剂与方法出现。