铝土矿浮选工艺主要有正浮选工艺和反浮选工艺，其中正浮选工艺在近些年已经得到广泛的推广应用。为了解决正浮选工艺中粗粒难浮的问题，研究者提出了浓缩浮选、粗细分选等工艺。其中铝土矿“选择性磨矿-聚团浮选脱硅工艺”利用铝土矿的选择性碎解特性，通过选择性磨矿和选择性聚团浮选，强化铝硅分离，粗细粒级铝矿物兼收，并大幅度减少浮选药剂用量，提高处理能力。该工艺在对不同产地、不同铝硅比的各种规模铝土矿的选矿脱硅中，均获得了良好的技术指标。“选择性磨矿-聚团浮选脱硅工艺”在中国铝业中州分公司的生产应用中，对铝硅比为5.5左右和3.5左右的铝土矿选矿脱硅，均取得了良好的效果，为拜尔法生产氧化铝提供了可靠的优质原料，为解决优质铝土矿资源短缺问题，提供了一个有效的解决途径。
针对铝土矿浮选过程的特点，中南大学开发出“铝土矿选择性脱泥-阳离子反浮选脱硅”工艺并进行了工业试验，试验结果表明，原矿铝硅比5.88的铝土矿，经反浮选后，精矿铝硅比为10.12，氧化铝回收率为82.40%。精矿用拜耳法处理，预脱硅率达到43%，精矿的浸出、赤泥沉降压缩性能好，管道结疤速度低，氧化铝产品质量好。
Xia Liuyin等人针对渑池铝硅比5.7的中低铝硅比铝土矿，以Gemini为捕收剂、淀粉为抑制剂，采用预先脱泥反浮选工艺流程，获得了精矿铝硅比9.8,Al2O3回收率71.73%的最终浮选指标。该流程与烧结为主的铝土矿富集或烧结加拜耳法的传统铝土矿处理工艺相比，大大降低了铝土矿脱硅的能耗，为我国低铝硅比铝土矿的应用探索了一条新的思路。
卢毅屏等人对山西某铝土矿进行了提铝降铁试验研究，结果表明：采用一粗一精一扫浮选、一次高梯度强磁选联合流程处理该矿石，可以将Al2O3品位从64.80%提高到72.57%，回收率达86.86%；Fe203含量从3.28%降至1.81%，去除率达57.20%。
魏党生对某地高铁铝土矿石，采用强磁选-阴离子反浮选工艺进行了铝铁综合回收试验研究，最终获得了Al2O3含量超过68%、回收率超过70%的铝精矿，以及铁品位超过56%、回收率超过54%的铁精矿。
黄光红等人对某高铁铝土矿石采用磨矿(-0.074mm占72%)-强磁粗选-强磁粗精矿再磨(-0.038mm占90%)-强磁精选-强磁精矿反浮选提铁脱铝工艺处理，最终获得了高品质的铁精矿，磁选尾矿与反浮选尾矿合并即为铝精矿。
2 铜铅锌氧化矿浮选工艺
白铅矿和孔雀石常采用硫化-黄药法即可获得较好的分选指标，而对于以菱锌矿为主的氧化锌矿浮选工艺则有硫化-胺法、硫化-黄药法、脂肪酸直接浮选法、絮凝-浮选法、重选-浮选联合流程以及焙烧-浮选等工艺，其中硫化-胺法工艺应用较为成熟。对于云南兰坪氧化锌矿，由于其含泥量大，在采用硫化-胺法浮选工艺时，需要预先脱泥，这导致25%左右的金属损失。中南大学冯其明采用氧化铅锌矿原浆浮选技术成功实现了不脱泥浮选，工业试验获得的主要技术指标为：原矿含锌6.5%～7.5%，锌氧化率88%，氧化锌精矿含锌18%～20%，锌总回收率80%。孙伟等人以云南省沧源县某深度氧化且锌主要以异极矿形式存在的难选铅锌矿石为研究对象，进行了丁黄药直接浮选方铅矿、硫化-丁黄药浮选白铅矿、硫化-苯硫酚浮选异极矿的工艺技术条件研究。
对于某些难处理氧化铜，例如高钙镁难处理氧化铜矿，在昆明理工大学、北京矿冶研究总院和云南铜业(集团)有限公司共同完成的国家“十五”科技攻关项目和国家财政部重大产业技术转化项目“难处理高钙镁氧化铜矿高效选冶新技术”中首次提出了结合氧化铜可选的观点。针对高氧化率和中低结合率的矿石，采用单一浮选工艺，针对高氧化率、高结合率和高钙镁“三高”矿石，采用选冶联合流程，并开发了氧化铜矿“细磨矿-共活化-强捕收”的新工艺技术。首次提出了相转移活化、硫化促进活化。微溶解活化和相变活化的系统活化理论，自主研发了新型活化剂，大幅度提高了浮选指标；开发了新型螯合组合捕收剂，协同强化氧化铜矿捕收。
3 金属碳酸盐浮选工艺
具有开采价值的碳酸盐金属矿物主要有菱锌矿、菱锰矿、菱铁矿等。对于菱锌矿和菱锰矿浮选，它们与石灰石、白云石的分离是分选过程中的技术难点。氧化锰矿由于密度大且具有一定的磁性，因此其分选一般采用重选和磁选，而对于某些难处理锰矿石，人们越来越多地开始考虑采用浮选来进行分离，但对于菱锰矿与石灰石的分离目前仍然难以很好实现。S.H.Hosseini以KAX和DDA为捕收剂，研究了伊朗Angooran地区的菱锌矿的浮选行为。两种药剂单一使用菱锌矿的回收率均低于40%。当两种药剂以一定比例联合使用时，大大增加了药剂在矿物表面的吸附，达到了浮选回收率96.6%的良好指标。
曹学锋等人以油酸为主要捕收剂、SDBS为增效剂、水玻璃为石英等硅酸盐矿物的抑制剂、碳酸钠为矿浆pH值调整剂，针对某地低品位碳酸锰矿进行浮选分离。
4 含钙矿物浮选工艺
有价含钙矿物主要有白钨矿、萤石、磷灰石等，白云石和石灰石常常作为脉石矿物存在。
萤石矿浮选的难点在于氟化钙与碳酸钙两种含钙矿物的分离，随着矿石中碳酸钙含量的增加，其分选难度增加，现有浮选工艺主要采用酸化水玻璃对碳酸钙进行抑制。邓海波针对某原矿CaF2品位17.32%的石英型萤石矿，使用自制新型耐低温捕收剂DW-1，获得了萤石精矿CaF2品位98.37%、回收率为80.12%的良好指标，S.Song等人对墨西哥某萤石矿的浮选研究，发现萤石浮选中萤石、石英和方解石的颗粒在水溶液中容易形成多相凝聚，不利于萤石的分选。他们采用CMC为分散剂，有效地实现了萤石与脉石矿物的分离，在精矿品位保持98%的情况下，回收率从72%提高到了78.5%。
张国范针对我国某地浮钨尾矿中萤石被强烈抑制的特点，对萤石纯矿物及实际矿进行了浮选试验研究，开发出能有效恢复萤石可浮性的新型活化剂ANF-1。
磷矿浮选涉及磷灰石与含硅矿物、白云石等矿物之间的分离，目前仍以正-反浮选或双反浮选工艺为主-。葛英勇等人对远安低品位胶磷矿采用阴离子捕收剂反浮镁、阳离子捕收剂反浮硅的双反浮选工艺。承德地区具有丰富的磁铁矿资源，矿石储量10亿吨左右，但品位极低，Shi Shuaixing等人将原矿磁选后的尾矿进行浮选获得P2O5，磷灰石+0.25mm占50%以上，采用JJF160m3浮选机，有效地解决了粗颗粒的循环问题，P2O5品位从2.12%提高到30.68%，回收率达到了47.97%。
孙伟针对某胶磷矿的性质，采用双反浮选工艺流程，首先在酸性条件下用阴离子捕收剂B-1反浮选脱镁，脱镁精矿再在碱性条件下用阳离子捕收剂B-2脱除硅酸盐杂质，最终获得的磷精矿的品位为32.69%，回收率高达81.76%，MgO 1.53%。
孙传尧、邱显扬等人在《复杂难处理钨矿高效分离关键技术及工业化应用》中提出的类质同象富钼变种白钨矿选矿新技术，采用特效的磁黄铁矿浮选药剂和钼钨类质同象白钨矿的特效捕收剂以及“浮钼-强化脱硫-高效回收钼钨类质同象白钨矿”的全浮选工艺流程，解决了伴生有磁黄铁矿的低品位钼钨类质同象白钨矿的浮选技术难题。
5 铁矿浮选工艺研究进展
由于磁铁矿的天然可浮性差，浮选速度小，通常采用反浮选工艺对脉石矿物进行浮选来提高铁品位。铁矿石中的主要脉石是石英和硅酸盐矿物。目前采用的磁铁矿反浮选流程有两种：(l)阳离子捕收剂反浮选石英和硅酸盐；(2)阴离子捕收剂反浮选活化了的石英。
近年来，为了满足市场的要求，围绕“提铁降硅”，许多单位和厂矿做了大量的研究开发工作，并采用了不同的技术方案对选矿厂进行了卓有成效的技术改造，取得了显著的效果，使我国的磁铁矿品位由65.00%左右提高到68.50%左右，SiO2由8%～9%降至4%以下。
张凌燕等人对青海某微细粒嵌布磁铁矿采用磁选-反浮选联合工艺，最终精矿铁品位为67.42%，铁回收率为56.92%。
刘军等人对某贫磁铁矿进行阶段磨矿-弱磁选-反浮选流程试验，其选别指标为：精矿产率36.58%，铁品位69.94%，铁回收率83.63%。
酒钢对磁化焙烧-磁选铁精矿进行反浮选工业试验，给矿品位为56.53%，浮选流程为一次粗选、一次精选、四次扫选，试验结果为：铁精矿品位61.82%，尾矿品位24.20%，精矿回收率93.98%。
我国铁矿石储量中赤铁矿占有较大比例，特点是品位低、嵌布粒度细、含泥量高，因而选矿难度大。鲕状赤铁矿是国内外公认的最难选铁矿石，其储量约占全国铁矿石储量1/9。目前，国内外对鲕状赤铁矿选矿研究包括：磁化焙烧-磁选-反浮选、弱碱-强磁-反浮选、选择性絮凝脱泥-强磁抛尾-阳离子反浮选等工艺。张汉泉等人针对铁品位为43.76%、磷含量为0.84%的鄂西鲕状赤铁矿进行磁化焙烧-磁选-反浮选试验研究获得了铁品位58.95%、综合回收率80%、磷含量0.50%的铁精矿。陈新林等人对鞍山式贫赤铁矿采用了弱磁-强磁-反浮选的工艺，获得了铁品位67.81%、含硫0.019%、回收率65.68%的铁精矿。关翔等人对某难选赤铁矿采用弱磁-强磁-强磁-阳离子反浮选流程，获得了混合精矿产率41.89%、铁品位(TFe)62.07%、铁回收率(TFe)65.01%的指标。刘有才等人针对水州某地高泥细粒的贫赤铁矿，采用选择性絮凝脱泥-强磁抛尾-阳离子反浮选组合新技术，进行了选矿工艺研究阳离子反浮选，获得了品位为59.8%、回收率为94.2%的铁精矿。
6 其他氧化矿
石英与长石浮选分离仍然以氢氟酸法(又称有氟有酸法)、无氟有酸法为主，近些年来虽然研究者对无氟无酸法开展了大量的研究工作，但实际应用还有待进一步完善。浮选细粒级黑钨矿的处理工艺主要有选择性絮凝-浮选工艺、强磁选-浮选工艺以及重选-黑钨细泥浮选联合工艺。
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