针对某氧化铜矿石品位低、氧化率和结合率都比较高的特点，张建文等在添加硫化剂硫化和硫铵活化的前提下，以水玻璃和六偏磷酸钠构成组合抑制剂，以混合黄药680、丁基铵黑药和羟肟酸构成组合捕收剂，进行了浮选试验研究。确定了氧化铜矿物的最佳浮选条件与药剂制度，通过闭路试验获得了铜精矿品位17.39%，铜回收率59.36%的分选技术指标。
马洁珍等对新疆阿舍勒铜矿黄铁矿型铜锌多金属矿石进行了矿石性质分析和选矿试验研究，合现场生产实际，采用旋流—静态微泡浮选柱异步分选，强化回收的工艺进行技术改造，使得选矿技术指标得到了明显提高，铜回收率由投产初期77.59%提高到86.43%，锌回收率由20.48%提高到48.94%。
针对某混合铜钴矿石的氧化率较高、含有大量的碳质矿泥、用常规浮迭法不能得到理想回收效率的问题，欧乐明等通过预先浮选脱泥，消除碳质矿泥对浮选过程的影响，然后对硫化铜钴矿物和氧化铜钴矿物进行异步浮选，并采用硫化剂硫氢化钠强化氧化铜钴矿物的浮选效果。结果表明，采用这些措施以后，获得的铜钴精矿的铜，品位21.12%，铜收率88.55%，含钴0.116%，钻的回收率31.39%。
魏党生对广东某铜钼矿石进行了浮选试验研究，确定了混合浮选—抑硫浮铜钼—铜钼分离的工艺流程，在磨矿细度75.00%－0.074mm的条件下进行混合浮选，将混合浮选粗精矿再磨至86.00%－0.043mm后，用石灰抑制黄铁矿，进行铜钼浮选得硫精矿，最后采用Na2S抑铜进行铜钼分离，分别得铜精矿和钼精矿。
鲁立胜等对某低品位难选铜钼矿石进行了可选性试验研究，确定了铜钼混合浮选—铜钼分离—选钼尾矿选铜一选铜尾矿返回铜钼混合浮选的工艺流程，捕收剂采用异丁基黄药代替BK301C，并对流程和药剂添加点加以适当调整，以利于钼、铜选别指标的稳定和提高，最终获得了较为理想的技术。
王立刚等针对西藏某氧化率较高的铜钼矿石进行了选矿工艺试验研究。结果表明，采用先选硫化矿后氧化矿的工艺，用Dy -1油作捕收剂、杂醇作起泡剂，用水玻璃抑制脉石矿物、磷诺克斯抑制方铅矿，取得了较好的综合技术指标。
根据某钼精矿品位低、氧化率高的特点，库建刚等进行了压碱浸试验研究。结果表明，采用常压碱浸多连续浸出时，不仅能保证钼的浸出率达到95%以上，而且降低了药剂成本，同时，浸出液中钼的浓度可获得大幅提高。
赵平等针对某难选钼矿进行了混合浮选试验研究。采用硫化钼矿物和氧化钼矿物混合浮选的原则工艺流程，粗精矿浓缩后在高碱度下加温精选，精选精矿用酸浸除去碳酸盐及其它酸溶性脉石矿物，获得了钼品位和回收率分别为45.65%和70.68%的钼精矿。
针对某辉钼矿矿石嵌布粒度较细、含铅较高的特点，徐引行等采用水玻璃和磷诺克斯为抑制剂、杂醇为起泡剂、Dy-1油为捕收剂，进行了系统的试验研究。由于对粗精矿再磨后的精选尾矿进行2次扫选后，直接抛弃扫选尾矿，避免了方铅矿等硫化物矿物在浮选回路中形成恶性循环，最终获得了钼品位大于57.00%，含铅低于0.06%的高品质钼精，表明这些措施的应用效果是十分显著的。
宋成盈等对低品位辉钼矿矿石的浸出工艺进行了系统的试验研究。在碱性条件下，辉钼矿矿石不经焙烧，用氧气氧化法将其中的二硫化钼转化为钼酸钠，滤液经酸化、萃取即可得到金属钼；针对这一浸出工艺，研究者考察了反应时间、反应压强、反应温度、氢氧化钠浓度及搅拌转速等因素对钼浸出率影响，通过工艺条件优化，使钼的浸出率达到了99%以上，这样的试验结果相当令人满意。
吕鑫磊等对某辉钼矿精选尾矿进行了浮选柱分选试验研究。以半工业型旋流一静态微泡浮选柱为分选设备，采用1次粗选、2次精选的工艺流程，不仅可以提高精选尾矿再磨再选的分选指标，并且简化了现场1次粗选、1次精选、6次精选的浮选的工艺流程，获得了钼品位38.59%，回收率23.26%的精矿产品，与现场浮选机分选技术指标相比，钼品位和钼回收率分别提高了1.3个百分点和4.72个百分点。
师伟红对某贫镍矿石进行了系统的浮选试验研究。试中采用碳酸钠、水玻璃、CMC的联合作用抑制易浮的脉石矿物，控制矿泥走向，减小矿泥对镍浮选过程的不利影响，在原矿不预先脱泥的条件下，经过2次粗选、1次扫选、3次精选，取得了镍精矿品位3.03%，镍回收率78.67%的分选指标。
针对我国南方某复杂难选硅镍矿石难以通过选矿方法进行富集的情况，车小奎等采用常压酸浸法进行了浸出试验研究。在磨矿细度－0.074mm占78.60%，液固比6:1，硫酸浓度2.60mol/L，搅拌强度170r/min，浸出温度60℃的条件下，浸出6h，浸出贵液中镍的浸出率86%左右，浸渣含镍0.12%左右，浸出液经3次萃取后，Ni2+浓度可以达到沉镍要求。
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