某铜硫矿原采用的选矿工艺为一段优先浮选工艺，生产过程中，硫回收率较低，其他矿物质的回收率也不尽人意，且存在诸多其他问题。通过对现状分析，该选矿厂对原选矿工艺进行了改造，最终取得了可喜的 。
1、生产现状
目前选厂采用一段闭路磨矿优先浮选工艺，磨矿细度-0.074mm占62%左右，捕收剂为单一的黄 ，起泡剂2#油，采用石灰作为pH调整剂，为提前抑制黄铁矿，大量石灰加入球磨机内，由于是人工控制，现场浮选作业pH值通常在11以上，选硫时无酸化工序来降pH值（活化硫），硫难以上浮，采用大量黄 强化捕收，硫的回收率仍然很低。
2、存在问题
（1）一段磨矿的磨矿工艺，细度提不高，-0.074mm只有62%左右，有用矿物黄铜矿单体解离度只有71.72%。
（2）优先选铜，调整剂石灰用量大，难免高碱性作业，pH值多在11以上，选硫时黄铁矿难以上浮， 剂消耗特别大，硫回收率仅有21.47%。
（3）球磨机内加入大量石灰，对可浮性差的铜以及铜矿物中金银均起到抑制作用，不利于贵重金属金、银回收率提高。
（4）捕收剂为单一的黄 ，其选择性差，对铜、金的回收极为不利。
通过分析试验，该选矿厂对原工艺进行了改造，一开始采用的是部分优先部分混合再磨流程，该工艺及 剂制度见图1。
图1
部分优先部分混合浮选工艺，就是分先后进行选别，这样既可防止次生硫化铜矿物过磨，又可将一部分嵌布粒度细的铜矿物磨细加以回收，从而提高这两种金属的回收率，此工艺，试验、理论都说明是可行的，能取得较好的选矿指标。
在实际操作中，粗Ⅰ的括泡量很难控制，产率大、造成分离难度大、质量提不高。为避免粗Ⅰ作业对分离的影响，后取消粗Ⅰ作业，让混精全部经过再磨分级，将单一捕收剂黄 改为SN-9#、Z200、黄 三种捕收剂同时使用，在粗选和分离精选作业中添加少量SN-9#（10-15g/t）、Z200(3-5g/t）。鉴于这两种 剂选择性较好，有利于铜的上浮和铜硫分离，改进后流程经一旬连续生产、取得较好指标，中间铜硫质量和回收率均有大幅度提高，充分显示粗精矿混合再磨流程更适合工业生产。最终选用的粗精矿混合再磨流程见图2。
图2
总的来说，该厂最终从试验、生产实践诸因素出发，最终采用一段磨矿、混合浮选粗精矿再磨、铜硫分离工艺。实践证明，该工艺是合理的， 了原工艺存在的问题，各矿回收率明显提高。