制定多金属矿石选矿工艺流程时，必须考虑有较高的选矿指标和矿物资源综合利用程度。
    为处理不同性质的矿石，生产上主要采用如下四种流程：
    直接优先流程   铜、铅、锌依次浮选的优先流程处理多金属矿石，可以适应矿石品位的变化，具有较高的灵活性，对原矿品位较高的原生硫化矿比较适合。

    国外大多数铅锌选厂采用优先浮选流程。例如：欧洲最大的铅矿之一瑞典的Lalsvall铅—锌选厂所采用的分选流程是典型的优先流程。
    全混合流程   这种流程适应原中硫化矿物总含量不很高，硫化矿物之间共生密切，结构复杂、嵌布粒度细的矿石。它能简化工艺，减少矿物过粉碎，从而有利于分选；可以通过提高单位时间内的处理量；使用强捕收剂、药剂的联合使用等手段强化浮选过程；有可能使铅、锌硫化矿与氧化矿浮选到一个混合精矿中；及时地与最终尾矿一起废弃对分选有害的可溶性盐和细泥物质。苏联阿尔玛雷克铅锌选厂采用这种流程，获得比采用优先流程更为高的指标。铅精矿品位提高10%。锌精矿品位提高4.5%（绝对值），矿石的综合利用率从75.4%提高到83.7%，劳动生产率提高一倍。
    铜铅混合浮选流程   这是生产上应用最广泛的一类流程。当原矿中铜或铅的品位低时，往往采用这类流程比较经济。日本以处理复杂硫化矿闻名，工艺特点 是铜、铅、锌、硫依次优先浮选，多段细磨，二氧化硫、矿浆加温等。如堂屋敷选厂处理的矿石为含次生铜20%以上的铜铅锌硫多金属矿，原矿磨矿后添加亚硫酸，调整pH值至4.5，再加石灰使pH值上升到6，进行铜铅与锌、硫分选。
    等可浮流程   根据矿石中矿物可浮性的好坏，依次浮选出可浮性好的、中等的以及较差的矿物群，然后再按需要进行分离浮选或精选，产出各种金属的精矿。苏联哲兹卡兹干铜铅矿不用抑制剂预先分出方铅矿、黄铜矿细泥，然后选出次生硫化铜，最后用丁基黄药、黑药在苏打介质pH为8.2～8.5时浮出粗粒铜、铅连生体。粗粒铜铅混合精矿再磨后与细粒合并用锌氰络合物分离，比原来的混选流程提高铜回收率1.8%；铅精矿含铜从5～6%降低到4%；氰化物用量降低30%。
    世界各国绝大多数选厂都把提高矿石中各种金属的综合利用程度作为改革工艺流程的重点。浮选流程的制定主要取决于矿石的特征。流程结构的改革包括以下几个方面。
    1.磨矿流程及磨矿地点
    根据矿物嵌布粒度和结构构造，常用的磨矿流程有下列几类：1）一段细磨或粗选尾矿再磨；2）中矿再磨；3）粗精矿再磨；4）混合精矿再磨。尤其是精选回路中的再磨（粗精矿、中矿再磨）流程最为常见，也是变革流程结构的主要方向之一。例如：采用中矿再磨流程的有澳大利亚新布罗肯—希尔、墨西哥奈 卡等选厂。采用粗精矿再磨流程的有西德梅根、西班牙鲁比阿列斯等铅锌选厂。阶段选别的有美国帮克尔—希尔—凯洛格。将中矿返回流程首部磨矿—分级回路的有加拿大斯特金湖、西德梅根等选厂。澳大利亚芒特艾萨公司选厂采用此流程，改进了铅、锌精矿品位和回收率。在采用中矿再磨流程时，应该尽量减少来矿点，而且，最好只磨扫选泡沫（因扫选泡沫的数、质量易于控制）。例如，日本神冈矿业所的鹿间选厂。
    上述几种磨矿流程往往在一个选厂兼而有之，即使只有一种磨矿流程，也可能分段进行。比较典型的是日本丰羽选厂。它的矿石性质复杂，再磨点达五处之多（流程见下图），但获得了第一流的选矿指标。1981年下半年在原矿αpb =2.38%，αZn =8.27%，αs =13%的情况下，达到了铅精矿βpb =70%，εpb =89.5%；锌精矿βZn=57.5%，εZn=95.3%。[next]