部分混合浮选流程 先将矿石中两种有用矿物一起浮出得到辊合精矿，然后再将混合精矿分离出单一精矿的流程，叫部分混合浮选流程（图7）。这是生产上应用最广泛的一类流程。当原矿中铜钼、铜铅、铜锌、铅锌之一品位较低时，往往采用这类流程比较经济，我国的桃林、桓仁、天宝山、河三、张公岭、香夼、八家子等铜、铅、锌选厂均采用此类流程。
等可浮性浮选流程 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，然后再将各混合精矿依次分选出不同有用矿物的流程，叫等可浮性浮选流程（图8），如我国黄沙坪铅锌矿选厂，原苏联哲兹卡兹干铜铅矿选厂的流程属此类。
为了适应矿石转向“贫、细、杂”的趋势，世界各国大多数的选厂浮选流程均在发展之中。在保证有较高的数、质量指标的同时，把提高矿石综合利用程度作为改革工艺流程的重点。流程结构的发展主要有如下方面：
（1）阶段磨选流程受到重视 一种称之为“L—S（Cleaner—Scavenger）流程”（图9），现已成为处理大型含钼斑岩铜矿选矿的样板。由于它能促使新的贫矿床投入开采，并使已开采矿山的中、低品位矿石得到利用，故对于扩大铜钼工业的原料基地起了积极的作用。[next]
“L—S流程”实质是混合-优先流程。它具有以下优点：
1）工艺、设备及设计布局均不复杂，由于采用了闭路调节，可保证自动控制可靠，生产稳定；
2）各选矿阶段中，磨矿和浮选的控制以及条件（矿料粒度、矿浆浓度、药剂制度、处理时间等）的调节十分有利而且是独特的；
3）选矿第一阶段的磨机和浮选机的生产率高，投资和经营费用最低，而所得工艺指标高；
4）生产过程中排出的大量废弃尾矿的粒度较粗，便于堆置，随后可在建筑等行业加以利用，也可作为地下开采的充填料使用。
上述优点对选厂的经济效益和生产稳定都是十分重要的。
（2）分粒级浮选及中间浮选 分粒级浮选和泥砂分选流程，在处理浸染粒度细、易泥化、含泥多的矿石时，为了扩大细粒矿物回收粒度的下限，降低矿泥的干扰，合理用药等，分粒级浮选和泥、砂分选流程作为一项提高分选效率的新工艺被应用和发展，如美国的特温比尤特、澳大利亚的摩根山铜矿选厂、原苏联哲兹卡兹干和巴哈什选厂、日本松峰选厂均在采用泥砂分选流程后，工艺指标获得大幅度提高。
中间浮选 采用粗磨矿条件下的中间浮选是降低单体解离状态矿物泥化的有效措施。生产实践查明，粗磨矿后有相当的有用矿物处于粗粒级中，此种已单体解离因其粒度粗而不能随旋流器溢流进入浮选回路，但在浮选前又无需再磨，为此设计中间浮选及时回收已解离的粗矿粒，其尾矿再送分级作业或返回磨矿（图10），因此，过磨现象明显减轻，有用矿物在细粒中的损失量下降。同时，最终精矿的平均粒度增大，这有助于过滤，降低滤饼水分。近些年来，芬兰奥托昆普公司研制的粗粒浮选槽和闪速浮选法，将使中间浮选工艺更为完善和实用。
（3）分支浮选流程 如图11所示，它对原矿品位较低的矿石。可以自身提高原矿品位；矿浆中的难选、细粒部分可以前一支的浮选产品（泡沫）作为载体而被背负；也可以借助于前一支泡沫产品中剩余药剂而达到降低药耗，这些优点都被认为是有利于提高选矿指标的良好条件。我国银山铅锌矿选厂在工艺流程的技术改造中应用了该工艺，取得了良好的效果。
（4）重介质预选—浮选流程 铅锌矿石浮选之前进行重介质预选，可以大幅度抛废（抛废量达35~40%），提高矿石的入选品位，在矿石品位逐渐下降的情况下，保证或提高金属回收率。铅锌矿石重介质预选—浮选流程日益被广泛使用，如原苏联列宁诺戈尔斯克选厂在原矿经重介质预选后，将重产品和细粒级矿石分别处理，使金属回收率提高2~2.5%)，同时还降低了处理成本。此外，如原苏联兹良诺夫斯克和蒂克斯克、美国巴布—巴恩斯、日本细仑、加拿大苏利万、西德梅根、意大利玛苏阿的阿米—萨尔达以及波兰喔列库什等硫化矿、氧化矿和混合铅锌矿选厂均成功地采用了重介质预选工艺，我国柴河铅锌矿选厂也采用了此工艺。
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