硫化铜矿主要采用浮选技术处理，一直受到铜矿和科研机构的重视。为了应对原矿品位降低、铜氧化率提高、矿石性质复杂化等问题，新工艺、新技术和组合工艺不断被提出和应用。

随着铜矿资源的不断开采，所选矿石的品位逐渐降低，嵌布关系变得更加复杂。仅用常规浮选方法难以适应矿石性质的变化。为此，许多选矿工作者进行了科技攻关，提高了选矿厂的生产技术指标，降低了生产成本，取得了显著成效。近年来，程门铜矿加工的矿石品位逐渐下降，选矿厂技术人员进行了多项科技攻关，原& ldquo一次磨矿，优先选铜，铜末选硫& rdquo技术流程已经转化为& ldquo一是优先混合，分步浮选，集中清洗& rdquo差速浮选工艺形成了低碱优先、快速浮选的铜直接浮选关键技术。与此同时，发达国家& ldquo粗磨、精选和强化再磨& rdquo三元联合磨矿工艺大大提高了生产指标，铜精矿铜品位提高了3.24%，铜回收率提高了2.88%，硫精矿硫品位提高了2.95%，硫回收率提高了28.83%。

某难选铜矿开采多年，原露天矿山关闭转入地下开采。现在开采的矿石位于矿体下部，铜矿氧化率增加，有用矿物嵌布粒度变细，矿石容易氧化，矿石分选难度加大。由于矿源的变化，矿石性质也发生了很大变化。矿山里原来的铜和硫混在一起& mdash选铜工艺不能适应矿石性质的变化，浮选分离效果不好。为此艾光华等人优先考虑铜& mdash混合精矿再磨分离工艺流程大大提高了分选指标，铜精矿铜品位为21.15%，铜回收率为83.62%。工业试验技术指标与原生产指标相比，铜品位提高了1.07%，铜回收率提高了18.33%。

江西某大型铜矿入选矿石嵌布粒度变细，嵌布关系变得更加复杂，铜氧化率上升，选矿生产指标持续下滑。在一段粗磨(-0.074mm占68%)条件下，采用一次粗选一次精选快速优先浮铜，一次粗选一次扫选浮铜硫，优先浮选中矿和混合浮选粗精矿合并后磨至-0.074mm占98%，再采用一次粗选一次精选一次扫选分离铜硫。

云南大红山铜矿与开采初期相比，矿石性质发生了较大变化，导致铜精矿品位降低。袁明华等人通过试验研究认为，影响铜精矿品位的主要原因是铜矿物与黄铁矿、应时等杂质的共生增多。粗精矿再磨后，铜精矿品位由20.71%提高到28.30%。范建云等人探讨了提高狮峰山铜矿精矿品位的技术途径，指出矿石中铜矿物嵌布粒度细、生产中解离不充分是狮峰山铜矿精矿品位低的主要原因，实施粗精矿再磨工艺是解决这一问题的有效方法。

某低品位铜矿为含砷、硫的铜矿床，矿石类型为次生富集硫化铜矿。原矿含铜0.58%，次生硫化铜占总铜的70.69%，铜氧化率25.81%。采用铜-铜-硫混合浮选精矿一段磨矿(-0.074mm占51%)丢尾闪速浮选工艺，铜精矿铜品位达到31.81%。硫精矿含硫43.2%，回收率44.31%。云南某复杂难选高次生硫化铜矿采用分步优先浮选& mdash采用中矿再磨精选工艺，闭路试验获得铜精矿品位27.82%，铜回收率93.10%。

近年来，选矿科学家通过优化磨矿分级、巧妙应用硫化钠、控制矿浆电位，有效解决了高次生硫化铜矿和硫氧混合铜矿浮选的技术难题。根据西藏马葭铜多金属矿矿石性质复杂、铜矿物种类多、次生硫化铜含量高、脉石易泥化等特点，西北矿冶研究院优化了球磨机钢球配比，提高了球磨机填充率，在球磨机中添加了少量硫化钠，控制矿浆电位为0 ~+100 mV等。并采用了次生铜自活化和硫化物诱导快速浮选工艺，结合新型铜浮选捕收剂酯-305，大大降低了。工业试验结果表明，铜及伴生金银回收率分别提高了2.27%、2.56%和3.79%，整体技术达到国内领先水平。根据玉龙氧硫混合铜矿黄铁矿含量高、氧化率高、次生铜含量高、脉石含量易泥化、矿石性质复杂的特点，北京有色金属研究院对铜硫顺序浮选工艺、铜硫混合浮选-铜硫分离工艺和部分混合浮选-铜硫分离工艺三种方案进行了详细的比较。最终采用部分铜硫混合浮选-铜硫分离浮选工艺，闭路浮选试验获得铜精矿铜品位19.54%，铜回收率80%。

为了充分回收硫化铜矿中伴生的金银硫等有价成分，解决以往高碱高钙条件下金银硫损失过大的问题，重选-浮选联合工艺和低碱度浮选工艺的研究和应用日益增多。江西某铜矿在低碱度条件下，采用组合抑制剂进行铜优先浮选和粗精矿再磨。小型闭路试验结果表明，铜精矿含铜21.37%，铜回收率91.78%，硫精矿含硫28.62%，硫回收率62.15%，实现了伴生硫资源的综合回收。在某难选铜金矿中，铜金矿物以微细粒形式存在。通过浮选获得合格的铜金精矿，然后通过尼尔森重选回收剩余的伴生金银。伴生金总回收率达90.67%。内蒙古某铜金矿采用尼尔森重选回收租赁金& mdash黄金浮选& mdash浮选精矿再磨& mdash在金浸出过程中，铜的回收率达到90.27%，金的综合回收率达到91.11%。

磁浮选是指水体系在磁场的作用下改变矿物表面的电位，从而促进药剂与目标矿物的相互作用。磁力浮选作为一种新兴的应用技术，以其简单、环保、无能耗等突出优点，近年来备受关注。方等研究了磁化处理对斑岩原生硫化铜矿和高硫次生硫化铜矿浮选的影响。结果表明，磁化处理后铜的回收率分别提高了5% ~ 6%和2% ~ 3%。

泥质和碳质铜矿石浮选回收困难，铜精矿品位和回收率低，生产中常采用& ldquo预脱泥(脱碳)& mdash浮选& rdquo工艺处理，但预处理工艺容易造成铜金属的损失，直接浮选会造成浮选环境的恶化。近年来，一些新技术应用于该类矿石的选矿，取得了显著的效果。江西某铜矿采用浮选-重选联合工艺。煤泥预先分离后，粗砂浮选入铜，溢流送入扫铜作业。浮选尾矿重选回收硫，重选系统采用& ldquo螺旋尖滑动摇床& rdquo结合工艺流程和闭路试验，获得了铜精矿含铜20.12%，铜回收率61.74%，硫精矿含硫36.15%，硫回收率42.95%的分选指标。

汤丹选矿厂铜精矿受2038区块4号矿体矿石性质影响，铜精矿品位逐渐下降。方建军等人对该矿体的铜矿石进行了研究，并采用腐植酸钠抑制含碳量进行了单独处理。结果表明，腐植酸钠对提高4号矿体铜浮选精矿品位有明显效果。工业试验中，与混合处理相比，单一处理精矿品位提高4.1%，选矿回收率提高2.05%。

在高砷硫化铜矿浮选中，常采用高碱强氧化介质或砷矿物的有机无机抑制剂来降砷。赣南某高砷铜金矿原矿含砷5.43%。荆世炎确定在高pH值条件下，采用石灰与栲胶组合作为砷矿物的抑制剂，S-6作为铜矿物的选择性捕收剂，获得了含铜27.75%、含砷2.7%、铜回收率84.85%的铜精矿选矿指标。某高砷硫化铜矿含砷5.05%，铜的氧化率为10.29%。邓等人采用石灰和漂白粉作为砷矿物的抑制剂对该矿石进行了分离研究，获得了铜品位31.22%，铜回收率88.00%，砷含量0.17%，银含量1333g/t，银回收率41.28%的铜精矿。