目前世界各国采用电选大部分是用作精选作业，入选前的物料,一般都是经过了重选或其他选矿方法而得到粗精矿。采用电选一种是提高精矿品位，得出合格精矿，另一种是使共生矿物分开，以便综合回收，或两者兼顾。现在电选已发展到其它行业应用，就是在选矿实际中也有一部分直接用来选矿石等，本章的重点主要是介绍有色、稀有及黑色金属矿应用电选的实践。
一、有色金属矿石中白钨锡石的电选
白钨与锡石常常共生在一起，这在我国各钨矿山是比较普遍的(当然以黑钨矿为主),都是经重力选矿方法预先富集而得出混合粗精矿,用强磁选分出黑钨矿石,其余部分即为白钨与锡石为主的混合矿。由于两者比重相近(白钨比重5.9~6.2；锡石6.8~7.2)，又均无磁性,因此用重选和磁选法不能使两者分开。一般在生产中粗粒用枱浮,细粒用浮选,效果都很差,效率也极低。然而两者的电性质则有显著的差别。白钨矿的介电常数为5~6,电阻大于1012Ω,锡石的介电常数为24~27，电阻只有109Ω左右。为此，采用电选法是最有效的方法，既经济，且流程简单，不用药剂,也不会产生污染等问题，因此国内外大多采用此种方法。
国内长期以来采用枱浮或浮选,真正在生产中用电选是在1964年后。在当时条件下,研制出的电选机只有一种Φ120×1500mm双辊电选机,目前还较多地使用此种设备。由于受到历史条件的影响，电选效率是很低的,且流程复杂,最终精矿质量和回收率都很不理想，特别是只能分选较粗粒(大于60~100目)的白钨锡石,而小于此粒级者无法进入电选,且中矿返回量很大。
现介绍湖南某矿白钨锡石的电选实际流程。该厂采用Φ120×1500mm双辊电选机(电压17.5kV),其流程如图1所示。
原料为重选后的混合粗精矿，经抬浮脱除硫化矿，烘干后进入电选。进入电选时的原料中含有矿物：70%以上为白钨矿，锡石约占15~20%，赤铁矿和褐铁矿约占5%,辉铋矿2%,辉钼矿1%左右。此外,尚有少量锆英石、黄铁矿、闪锌矿、萤石、黑钨矿，泡铋矿等。由于经枱浮脱硫，因此原料中含硫、磷、砷、铜均不高。
图1 湖南某矿白钨锡石电选流程图[next]
流程考查说明,白钨回收率仅为60%左右,品位则高达74.51%,但白钨精矿中含锡常大于0.2~0.3%,很少低于0.2%;锡石电选也无法得出精矿,必须经二次磁选和再次电选(磁选去黑钨矿和其他磁性矿物),所得最终锡精矿的品位仅为47.3%(Sn),回收率90%左右，但含WO3却大于20%，属于不合格精矿。
对上述矿山的白钨与锡石，采用DXJ型Φ320×900mm高压电选机进行了大量试验，对小于1mm的物料进行电选时,可使电选工艺流程大为简化,只需一次电选即可得到高贡量的白钨精矿,白钨精矿中WO3≥70%,回收率可达90~95%以上,含锡(Sn)低于0.2%；对-0.42+0.1mm粒级，只经一次电选,白钨精矿WO3为70.4%,(Sn) 为0.14~0.18%,εWO3为96%；锡石回收率可达96~97%,锡石品位一次分选能达40%以上。如对锡精矿精选一次,品位可达50%以上，回收率96%。
广东某精选厂也采用上述Φ120×1500mm双辊电选机。其原料来自各矿山的黑白钨粗精矿。同样预先筛分成各级,再用干式强磁选分出黑钨精矿，余为白钨、锡石、硫化矿、云母、磷灰石和石英等。粒浮去硫化矿,再用摇床富集白钨和锡石，所得精矿干燥后电选。不同处是将物料分成较窄粒级：-2+1.4，-1.4+0.83，-0.83+0.2和-0.2mm。各粒级分别进入电选，所用电选工艺流程大体与上述湖南某矿相同(五次电选),最终得到总的白钨精矿含WO3＞65%,Sn为0.2~0.3%，εWO3≥80%。
现该厂不用Φ120×1500mm双辊电选机，而采用60kV高压电选机后,白钨精矿量比原来增加20%左右,锡精矿产量增加22%，锡回收率提高9.55%。可见采用高压电选比过去用低压电选时效果显著。
日本大谷山选矿厂，月处理粗精矿60t，也是采用电选分选白钨矿和锡石。原料中含有硫化矿,先用浮选脱除。所用的设备为Φ125×500和Φ125×1000mm,电压为20kV的电选机。将原料窄分级成为+10,-10+20,-20+40,-40+80,-80+150目(或180目)等各个粒级。先用磁选脱去磁性矿物,再分别多次电选。仅报导了白钨回收率可达95%,未见白钨品位和其含锡量和锡的回收率及锡石品位。
此外,苏联对原料中含有多种矿物的白钨锡石也进行了不少研究。原料中主要为锡石(Sn为9.7%)和白钨矿(WO3为7.9%),其次为钛铁矿、独居石和石英等。粒度为0.1~0.6mm,采用了电、磁选相结合的工艺流程,经多次分选后,结果如表1所示。
| 产品名称 | 产率，% | 产物成分，% | 回收率，% | ||
| 锡石 | 白钨 | 锡石 | 白钨 | ||
| 精矿（导体）中矿尾矿（非导体）给矿 | 53.314.632.1100.0 | 90.935.70.259.4 | 0.611.311.317.7 | 92.17.80.1100.0 | 1.910.188.0100.0 |
从上述结果看,效果不甚突出,而且最细粒级也只能达到150或180目。此外,电选也可用于黑白钨矿的精选分离。
二、稀有金属矿石的电选
（一）钛铁矿、金红石的电选
由于军事工业的需要和发展以及其他工业的需要，增加了对钛铁矿和金红石的需要量。据现有资料的不完全统计,全世界每年生产的钛精矿大约超过4500000t以上。
钛铁矿、金红石分原生矿、陆地砂矿和海滨砂矿,但不论原生矿或砂矿,都必须经过重力选矿预先富集,然后再电选,否则是极不经济的。此外，冶炼和各行业要求钛精矿中含TiO2大于48%以上。四川某厂钛铁矿先经重选，然后采用热风干燥，分级电选，所用电选机为Φ300×2000mm三鼓筒高压电选机，精矿含TiO2近乎48%。[next]
就全世界来说，目前钛铁矿和金红石大部分是从海滨砂矿中回收，这是当前最主要的来源,现在产量在不断增加。最早是在美国佛罗里达州(Florida)的海滨砂矿中回收钛铁矿和金红石,现美国每年钛精矿的产量达400000t以上。此后,澳大利亚从海滨砂矿中回收钛矿物，产量居世界第一位，每年至少在1500000t以上。近几年统计,该国就有八家公司的生产厂矿使用电选回收钛铁矿和金红石等。西非塞拉利昂(Sierra)现在年产100000t金红石和钛铁矿精矿。此外,苏联也用电选分选砂矿的钛精矿，年产量在100000t以上，还有其他国家从海滨砂矿或陆地砂矿中回收钛矿物，年产量也不低。我国海滨矿具有相当数量的资源，目前主要集中在广东海南和广西海滨一带,每年回收一定数量,但产量不高。
海滨砂矿最突出的特点是矿物都已单体解离，因此不需要前面的破碎和磨矿这些大量的作业,一般每立方米海滨砂中含有用重矿物在1~3kg以上不等，且还有一个优点，就是细粒级(-150~200目)含量极少。这些海砂均是在海滨建立重选粗选厂得出的含有磁铁矿、钛铁矿、金红石、锆英石和独居石等这一类型的粗精矿,然后在海滨或陆地集中精选,而电选则是从其中得出合格钛精矿、铅英石和独居石等的主要选别手段。
图2 广东某厂精选流程图
例如南方某精选厂的主要粗精矿就是来自海南岛，原料在海滨或陆地用重选方法预先富集,然后集中至该厂精选。入精选厂的原料中含钛矿物的TiO2为30~38%,ZrO2为6~7%,总稀土TR2O3为0.63~0.7%。矿物组成为钛铁矿、锆英石、金红石、独居石、磷钇矿、磁铁矿、褐铁矿、白钛石,并有少量锡石、黄金、钽铌矿。脉石矿物有石英、石榴子石、电气石、绿帘石、十字石和兰晶石等，所采用的流程如图2所示。
由于原料来自各个地区，性质也比较复杂，因此采用的流程也是比较复杂的，但它具备有灵活性,其分选指标如表2所示。
| 产品名称 | 品位，% | 回收率，% | 注 | |||
| TiO2 | ZrO2 | TR2R3 | Y2O3 | |||
| 钛铁矿金红石锆英石独居石磷钇砂原矿 | 5085 35 | 60~65 6.5 | 55 0.65 | 300.05 | 8565827268100 | 1. 金红石精矿是指金红石、板铁矿、锐钻矿、白钛石组成高钛矿物。2.原矿中TiO2是指总含量。 |
该厂采用的电选机为Φ120×1500mm双辊电选机(20kV)。国外澳大利亚的海滨砂矿的精选主要依靠电选得到高质量的钛精砂，采用美国的Carpco型高压电选机，另外还磁选配合精选，每年得出高质量的钛精矿100000t,金红石65000t,锆英石9000t。[next]
美国Florida以产钛精矿著名，据称采用Carpco型高压电选机和图3的工艺流程后，效果很好。
图3 美国处理海滨砂矿电选原则流程图
给矿为重选粗精矿或浮选粗精矿，含重矿物达80~95%，给矿粒度为-16+400目，采用Carpco型电选机分选,矿石预先加温到$23，每台设备处理能力14t/h；最大达50t/h。所得最终精矿以含钛矿物计算,达99%,回收率98%,指标比较先进。
（二）钽铌矿的电选
含钽铌的矿物有很多种，其中以含钽高的钽铌铁矿更有意义。近20年来，由于军事工业的发展，对金属钽的需求量日益增加，加上其他各种工业的需要,因此产量也不断增加。据现有材料估计,世界年产钽铌精矿量已超过1000t。含钽铌的矿物中不是所有都能用电选分离,只有钽铁矿、重钽铁矿、钽铌铁矿、锰钽铁矿、钛铌钽矿、钛铌钙铈矿和铌铁矿等导电性较好，能在电选中作为导体分出，而烧绿石、细晶石等则属不良导体，不能用电选分离。
世界上以非洲尼日利亚和南非等国所产钽铌矿的原矿品位为高(比国内高一个数量级以上)。此外，马来西亚、菲律宾、印度和泰国等也从砂矿中回收一部分钽铌铁矿，原矿中含量也不高，苏联的产量也在增长,而且很重视这方面的研究和生产。
我国钽铌矿的资源较多，一部分为伟晶花岗岩原生矿床，一部分为伟晶花岗岩风化矿床和砂矿床，大都先采用重选的摇床先富集成粗精矿，然后用磁、电选分选以获得最终钽铌精矿。现在国内要求精矿中含（Ta,Nb）2O5>40%以上，且含钽（Ta2O5）高于20%以上，但目前已开采的矿石中，铌铁矿所占比重较大，而铌的性能又远不如钽。
根据我国情况,钽铌原生矿经重选后所得的粗精矿含(Ta,Nb)-2O5约2~4%,此外含有黄铁矿、电气石和泡铋矿等,大量的脉石矿物为石榴子石，其次为石英、长石和云母等。采用强磁分选效率不高，主要是石榴石也属弱磁性矿物,其磁性与钽铌矿相近，很难将它们有效分离。用Φ120×1500mm高压电选机分选效果较差或不能分选。
DXJ型Φ320×900mm高压鼓型电选机在国内一些钽铌矿(如新疆选矿厂等)得到了应用,普遍获得了良好效果。因为在粗精矿中，钽铌矿属于导体矿，而大量的石榴子石、石英、长石、云母和锆英石等均属于非导体矿,故能用电选有效分离。现将高压电选机分选钽铌矿的流程和结果示于图4和表3。
图4 钽铌矿电选流程
| 名称 | 产率，% | 品位（TaNb）2O5 | 回收率，% | 注 |
| 精矿中矿尾矿合计 | 6.517.2186.37100.0 | 43.212.710.443.387 | 83.015.7111.28100.0 | 原矿是重选后所得粗精矿 |
下面介绍苏联的钽铌铁矿的生产实际流程，钽铌矿与其他矿物如锡石、锆英石、钛铁矿、石榴石和独居石等共生在一起。原矿石为砂矿，经重选后得出重矿物。采用鼓筒式电选机与强磁选机配合精选，并用摇床再选等,以得出合格钽铌精矿。其流程如图5所示。
图5 苏联钽铌铁矿选矿工艺流程图
锡石 品位Sn=49% ε=85~87%
钛铁矿的含量（指矿物）96% ε=94~96%
采用电选机CЭC-1000鼓筒式电选机，电选矿石加温温度为80~120℃，分选粒度小于1mm。就电选作业来说,铌钽作业回收率达94.15%，锡石作业回收率97.49%，锆英石作业回收率93.89%（均指矿物而言）。
我国广东等地一些砂矿选厂所含矿物相近似，采用的流程和设备基本相同,选矿指标则高低不等。我国的情况与苏联不同之处是铌铁矿太多，而含钽高的这类矿床较少。
三、黑色金属铁矿石的电选
铁矿石采用电选,目前也还是以精选为主,规模最大的生产厂以加拿大的Wabush选厂著称,其次为瑞典的Malmberget选厂。
（一）加拿大Wabush选厂的铁矿石电选
铁矿石先破碎、磨矿和重选(粒度为-0.6mm0),重选精矿干燥后再进一步采用电选精选,得超纯精矿。所用设备为美国Carpco工业生产型电选机（58台），工艺流程与选矿指标如图6所示。
图6 加拿大Wabush选厂生产流程图[next]
从流程可知，处理能力每小时达850t,目前是工业上最大规模的选矿厂。经电选后,铁精矿品位由65%提高到67.5%,精矿中含SiO2可降低至2.25%，电选是降低SiO2最有效的方法。用电选去掉50%的SiO2是有好处的,因为可以节约焦炭、能源、劳力和其他辅助原料，还可提高高炉利用系数。不可否认，原料干燥也需要能源,但该厂从各方面（包括精矿运输等）改进后，成本反而下降25%。
（二）瑞典Malmberget选厂铁矿石的电选
该厂在1972年前就生产高品位的赤铁矿精矿，同样采用类似Mabush方法，除了降低SiO2含量外，还有一重要意义是用此法还可降低铁精矿中磷的含量，实践中证明是很有效的，每年产超纯精矿100万吨。
采用鼓筒式高压电选机的选矿工艺流程如图7所示。此外,美国、苏联也都进行了铁矿石精选和直接电选的工艺流程研究，证明此法都能大幅度降低SiO2和磷（P）的含量，得高质量铁精矿。我国也曾进行了类似试验工作,能提高铁精矿品位，降低SiO2含量。
图7 瑞典Malmberget电选精选铁矿石流程图
四、其他矿石的电选
（一）黄金的精选
对砂金矿来说，用电选精选也是很有效的一种方法。砂金矿用重选（摇床或溜槽，螺旋选机等）选使重矿物富集,再用磁选与电选配合，提高黄金品位。我国对某矿进行了试验，获得了显著效果。
原矿(粒度为-2mm)用摇床选别，含黄金120.36g/t,重砂矿物为：磁铁矿30%,钛铁矿10%石英、长石25%,锆英石7%，角闪石10%，独居石3%，褐铁矿8%，石榴石2%，其他云母，电气石等5%左右。进入电选时,将物料分为+70和-70目两级。
电选流程比较简单，均采用一次粗选，一次扫选。证明磁选尾矿采用高压电选，可使金回收率达93.91%，进入电选的黄金为387.22g/t，电选后+70目和-70目黄金精矿可富集到13480.93g/t，中矿为1147.38f/t,如再将中矿进一步电选，黄金回收率可进一步提高。
磁性产物用弱磁选将磁铁矿分出后,采用上述近乎相同的流程,所得黄金粗精矿为24.13g/t,中矿和尾矿不含黄金。
其选别流程如图8所示。
图8 砂金矿精选流程图[next]
从上述简单流程试验清楚说明，某砂金矿的重砂矿物采用磁选和高压电选相配合，分选效果是很显著的,磁选尾矿进行电选时，原矿含黄金387.22g/t，经电选后黄金精矿可富集到13480.93g/t，而回收率可达93.91%；扫选所得中矿黄金含量为1147.38g/t，回收率为5.24%。
（二）其他矿石的电选
目前电选的应用范围越来越扩大，例如，苏联、美国和加拿大等国采用电选分离长石与石英，长石中钾、钠含量达11~12%不等，都早巳在工业生产中应用。美国、英国还采用电选分选钾盐，并有不少专利。此外还有用接触带电方法分选磷灰石和石英等。
五、影响电选的因素
影响电选的因素很多，但可概括为两方面，一是电选机本身的各种因素，另一是对物料的要求（即准备作业方面的要求）。
（一）电选机本身的因素
1. 电压
电选中电压是非常重要且直接影响电选效果。以前世界各国所采用的电压大都为20kV左右。从理论和实际中得出了结论，提高电压对分选效果有好处。矿粒获得电荷直接与场强有关，电压越高，场强越大，从电晕极逸出的电子越多，越有利于分选，但我们也不能笼统地认为高电压越高越好，因为对各种具体矿物所要求的分选电压也不同。太低时，在实验中也证明有些矿物例如铌钽矿低于5kV/cm时，不能或难以有效分选；太高时反而会影响导体矿的回收率。
表4为研究-40+150目白钨与锡石的电压实验结果。
| 电压，万伏 | 产品名称 | 产率，% | 品位，% | 回收率，% | 注 | ||
| WO3 | Sn | WO3 | Sn | ||||
| 1.3 | 导 体非导体原 矿 | 25.6574.35100.00 | 53.7069.1065.147 | 16.700.604.729 | 21.1478.86100.00 | 90.579.43100.00 | 极距L=60mm鼓速N=80r/minΦ320×900mm电选机试验数据 |
| 2.4 | 导 体非导体原 矿 | 18.8481.16100.00 | 43.8270.0965.14 | 24.100.224.720 | 12.6787.33100.00 | 96.183.82100.00 | |
| 3.0 | 导 体非导体原 矿 | 14.1485.86100.00 | 33.7070.3265.14 | 32.140.224.733 | 7.3295.86100.00 | 96.03.11100.00 | |
| 3.6 | 导 体非导体原 矿 | 13.0586.95100.00 | 34.0069.8165.136 | 32.710.534.729 | 6.1893.19100.00 | 90.269.74100.00 | |
从表可知，电压在30kV（5kV/cm）时，分选效果最为显著。一次电选即可获得近乎合格的白钨精矿，锡石的回收率达96%，白钨回收率达93%。
此外，在对某海滨砂矿的精选也明显地表现出来，即要得高质量的钛精矿，电压低于40kV（6.7kV/cm）时，不可能得到含TiO2大于48%的钛精矿，对钽铌矿的精选低于40~50kV同样也不能有效地分选。
2. 电极结构及其相对于鼓筒的位置
电极结构是指电晕极根数及位置和偏极的大小等,不少国家对此作了研究,最早英国Sturtevent公司生产的电选机只有一根电晕极，此后又进一步发展为前面介绍的国产Φ120×1500mm电选机的电极结构形式,均采用小的鼓筒直径,后来美国又作了改进,将一根电晕极和偏极合并在一起安装,苏联及其他国家采用多根电晕极而无静电极,我国研制的DXJ型鼓筒式电选机则采用多根电晕极与一根偏极相结合的电极结构，美国则采取两根静电极与电晕极结合而成的Carpco电极,电极结构的改进相应地改善了选矿效果。根据作者长期的试验和考查发现,单根电晕极与一根偏极选矿的回收率比较高，但精矿品位低，分选效率很低。电晕极太多，只对提高精矿品位有好处,而对导体的回收率不利,电晕极与鼓筒相对位置以45°左右为恰当。
极距对电选也是重要的影响因素。小极距所需的电压低，但生产中难以实现，因为这很容易引起火花放电,影响选矿效果。采用60~80mm的极距，在较高的电压下，既不易引起火花放电，又能保证选矿效果。
3. 鼓筒转速
鼓筒转速也是影响电选效果的重要因素之一。这实质上是入选物料通过电场区的时间问题。必须指出，物料经过电场作用区的时间应该近乎0.1s，以保证物料能获得足够的电荷，否则分选效率必然降低。转速还直接与入选物料的粒度有关。物料粒度大，要求转速慢，粒度细,要求转速快。这是因为粗粒级在慢转速时,通过电场所获得的电荷较多,对非导体来说，则能产生较大的镜面吸力，从而不易掉入导体接矿槽中。如转速太大,不论导体或非导体矿粒的离心力都会增大，致使非导体矿粒过早脱离鼓面，混杂于导体产品中,表5为-40+150目白钨与锡石分选时不同转速的结果（均为一次分选）。[next]
| 转速r/min(或m/min) | 产品名称 | 产率，% | 品位，% | 回收率，% | 注 | ||
| WO3 | Sn | WO3 | Sn | ||||
| （70）70.35 | 导 体非导体原 矿 | 1387100 | 30.2670.3565.138 | 33.410.454.734 | 6.0493.96100.00 | 91.738.27100.00 | Φ320×900mm高压电选机，极距l为60mm，电压为30kV，导体为锡石，非导体为白钨精矿。 |
| （80）80.0 | 导 体非导体原 矿 | 16.483.6100.0 | 39.6470.1465.14 | 27.980.174.731 | 9.9890.02100.00 | 97.003.00100.00 | |
| 导 体非导体原 矿 | 18.881.2100.0 | 43.6470.1365.15 | 24.160.224.72 | 12.6287.38100.00 | 96.223.78100.00 | ||
| 导 体非导体原 矿 | 38.261.8100.0 | 59.5168.6165.33 | 11.560.514.731 | 34.8265.18100.00 | 93.346.66100.00 | ||
显然，转速越低，导体品位越高，非导体很少混杂于导体中，反之，在高速时，导体品位越低，非导体易于混在导体中，而此时非导体的品位则很高。
根据作业要求不同，转速也应当有别。导体产品为精矿时，扫选作业宜用高转速，尽可能保证导体的回收率，精选作业时，为保证导体品位，宜用低转速。
4. 分矿板的位置
除上述影响因素外，分矿板的位置也直接影响精矿质量和数量。因此，应根据作业要求，选择适当位置。如果对非导体矿要求很纯时，则应使鼓筒下第二分矿板向左倾斜，使中矿返回再选；反之如对导体（精矿）要求很纯时,则第一分矿板尽可能向右倾斜，使中矿再选。
（二）电选前对物料的要求
1. 物料的粒度组成
由于在鼓筒式电选机上分选时矿粒受到离心力和重力分力的作用，总的来说，物料粒度愈均匀，效果愈好，但在生产实践中却存在着很大的矛盾，即粒级愈窄，要求筛分分级愈严，增加工序，产生灰尘。因此,在基本符合要求的条件下,应尽可能减少筛分分级或是不分级；另一个解决这一矛盾的方法是采用多鼓筒电选机,上面第一个鼓筒只作分级用,下面的几个鼓筒才用作分选。
目前电选矿石的粒度范围为2~0.1mm比较好，而最适宜的处理粒度则为-1~0.1mm，粒度愈小,则效果愈差。
2. 物料加温
矿石含有水分时，将严重影响分选效果，因为非导体提高了导电性，容易混杂在导体产品中。为此,预先加温非常重要。加温干燥的目的是除去矿石的表面水分，恢复不同矿物的固有电性,并使物料松散。但加温也因矿石不同而异,不能统一规定温度，有时加温太高，反而造成恶果，如铌钽与石榴子石的分选,当加温超过300℃时,非导体石榴子石的导电性反而增加了，使分选更加困难。又如在某几个矿的白钨与锡石的分离实践中,我们发现200℃为最适宜,温度过低过高都使分选效果变坏。试验结果与温度关系如图9所示。
图9
很明显，导体矿物（锡石）品位随着温度的提高而提高,非导体矿物（白钨）中含锡以200℃时最低，一次分选即可得优质白钨精矿，此时锡精矿的品位也最高，达40%以上，回收率也最高，达96.6%。如再提高温度至300℃，则不论锡石回收率、品位都下降，白钨中的含锡量也大大增加。
3. 矿石表面处理
表面处理包括两方面，一为酸处理，即用酸清洗矿物表面铁质和其他污染物,显露原来表面；另一为添加其他药剂进行表面处理,使药剂与矿物表面生成新的表面化合物,或减少矿粒之间的粘附作用,使矿粒彼此松散。例如,钽铌粗精矿,由于前一作业采用棒磨或球磨，加上砂泵和管道运输等作业后，使导体矿物，(钽铌矿)和非导体矿物(石榴石、石英、长石等)均在表面不同程度地沾染了氧化铁薄膜，形成胶结粒团，从而使导体与非导体矿不能有效地分选。为此，常常采用盐酸清洗表面铁质。清洗的方法是先用水将物料湿润，然后加1%的粗硫酸使物料发热，再加入5~6%的粗盐酸,不断搅拌，使之能均匀地受到盐酸清洗,此过程至少需要5~10min。然后加入清水冲稀进行强烈搅拌,澄清排出此水溶液,同理再重复两次，最后将物料烘干，再行电选，即可获得满意的结果。必须指出,这种方法是对那些价值比较高的矿物才使用，否则成本高，不经济。
矿物表面药剂处理的另一实例是，用氢氟酸处理钾长石和石英，使之与长石表面反应生成氟化钾，电选时钾长石成为导体分出，石英则是非导体产品。
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