一、破碎
破碎的耗能在选矿工艺中占据的位置比较大，约占总能耗的20%。因此，降低破碎能耗是改善作业工艺的一项关键任务。矿石的物理性能、磨矿的Zui终力度、矿石准备的流程以及产品质量控制与生产效率等决定了破碎的能耗高低。在细碎阶段，粗碎的能耗为15-20%，中碎的能耗为25-35%，细碎的能耗为50-60%。
事实上，绝大部分破碎装置的能耗都能降低。试验基于各类矿石的破碎、筛分流程，建立了结合电动机功率、排矿口规模和破碎成品粒度关系的破碎作业分析系统，以及测定破碎各阶段参数之间的Zui合理关系。
铜钼选矿的破碎方式就选择了此类破碎回路来进行改进。通过对各阶段破碎机电动机功率与给矿量、给矿粒度与排矿口宽度的研究结果显示，可将破碎车间的能耗从2.4-2.5降至2.0-2.2 ，将破碎粒度从23-25%降至12-15%。
二、磨矿
磨矿的作用在于更好的分离矿物，磨矿的改进主要分为三方面：（1）改善磨矿和分级的流程，有效分离出磨矿隔断之间与连生体解离的、力度合格的成品，或将磨矿Zui终成品中磨得不够的成品分离出来。（2）改善磨矿工艺，包括装球量、磨矿机转速、矿浆浓度的合理选择；（3）改善现有设备和对新设备的研发。
在条件允许的情况下，需通过试验来确定磨矿产品的排除点，根据产品的力度和产率需求，来选择设备以及相应的工艺制度。
经第二段磨矿水力旋流溢流控制分级流程试验，试验采用直径为350mm与500mm的水力旋流器，锥角为20deg;。水力旋流器之间采用串联的方式。试验结果显示能将-74粒级的单位磨矿能力提高14-17%，将在79-81%的浮选给矿中的含量提高到85-87%。
根据矿物阴极充电结果溶液和矿物表面之间黄原酸盐的分布情况（如表1所示）分析，可以发现小于10的矿粒数量随着铜矿物解离量的增加而减少，这也保障了选矿工艺的效果，能有效的提高铜的回收率。
然而，由于低下的钢球质量和小球的严重缺乏，致使装球的合理化并未实现。
为提高细磨效果，分级采用适用于金属与非金属矿物原料的三产品水力旋流器，其直径为150-1400mm、锥角为20-120。三产品水力旋流器的生产流程为：（1）磨矿与分级；（2）生产黄铁矿精矿；（3）生产高品位的铜精矿；（4）从选矿尾矿中回收有色金属和贵金属。
选矿厂将以往的一段磨矿流程转变为采用三产品水力旋流器的两段磨矿流程，第二段处理中间粒度的产品。该流程的转变将磨矿回路的生产能力提高了5-20%，将浮选给矿中-74粒级的含量由58-60%提升至65-70%，超过0.2mm的粗粒级含量由原先的13-15%降至8-10%，提高铜和钼的回收率。
三、调整
调整需采用充气和充气―热调整的工艺与设备。研究了作用矿浆的分散与喷射，利用高强条件与热处理矿浆，以及调节离子组成等方式。通过充气―热调整的方式能有效提高精矿品味，并提高金属的回收率。
在可控制药剂―捕收剂的吸附和解吸过程的研究中，以黄原酸盐为例，在阴极极化的情况下产生的解吸原理为：在矿物表面上将双黄原酸盐还原为黄原酸盐，变化矿物表面的电荷解吸黄原酸盐，在达到一定电位值时，将硫化物的阴离子还原为金属。同时也研究了铜钼矿石、铜锌矿石和多金属矿石浮选电化调整的具体提议，通过电化调整来降低混合硫化矿浮选中硫化钠的用量。
四、浮选
有色金属矿石的浮选过程中所采用药剂与工艺制度都较为特别。现阶段使用的药剂是根据捕收剂、调整剂加活化剂、调整剂加抑制剂、调整剂加吸附剂研究出来的。根据矿物粒度分布的浮选方法，建立了铜精矿与锌精矿精选的工艺，从废弃尾矿中回收金属的工艺。此外，按粒度分级的选矿方式是该类工艺的特点。
浮选过程的实现与浮选设备的选择存在重要的联系，常用的浮选柱的部件为：截面较大的高柱、柱下端装有充气器和在柱上端给矿，浮选柱的主要差异在于充气结构和调节系统的不同，其可靠性和操作性还有待改进。
五、联合方法
联合工艺即将选矿产品的化学冶金的过程与生产的产品相互结合起来。针对有色金属矿石选矿的中间产品，采取火法和湿法处理的检验。
