一般采用比较简单的流程，经一段磨矿，细度 -200 网目约占 50%~70% ， 1 次粗选， 2~3 次精选， 1~2 次扫选。如铜矿物浸染粒度比较细，可考虑采用阶段磨选流程。处理斑铜矿的选矿厂，大多采用粗精矿再磨 — 精选的阶段磨选流程，其实质是混合 — 优先浮选流程。先经一段粗磨、粗选、扫选，再将粗精矿再磨再精选得到高品位铜精矿和硫精矿。粗磨细度 -200 网目约占 45%~50% ，再磨细度 -200 网目约占 90%~95% 。
（ 2 ）致密铜矿石的浮选
致密铜矿石由于黄铜矿和黄铁矿致密共生，黄铁矿往往被次生铜矿物活化，黄铁矿含量较高，难于抑制分选困难。分选过程中要求同时得到铜精矿和硫精矿。通常选铜后的尾矿就是硫精矿。如果矿石中脉石含量超过 20%~25% ，为得到硫精矿还需再次分选。处理致密铜矿石，常采用两段磨矿或阶段磨矿，磨矿细度要求较细。药剂用量也较大，黄药用量 100g/ （ t 原矿）以上，石灰 8~10kg （ t 原矿）以上。
（一）硫化铜硫矿
硫化铜矿中常有黄铁矿共生，两者均有好导电性及可浮性。戈保梁等人从矿石结构，半导体性质及电化学方面论述黄铜矿和黄铁矿的可浮性及其浮选分离方法，用硫氮九号作捕收剂，在pH=11时，两矿物的浮选热力学电位差异较大，可望实现浮选分离，自诱导浮选和硫诱导浮选可克服捕收剂浮选的无选择性吸附，是铜硫分离较有前途的方法，广西容县铜矿，采用腐殖酸和石灰组合抑制黄铁矿，当铜回收率和单独使用石灰相近时，铜精矿品位从14%提高到18%。
石道民等针对大冶铜山口铜矿难选铜矿，采用一粗二扫混合浮选，碱性矿浆中混合用药（丁黄药:乙硫氮=4:1）得粗精矿，再细磨达96%的－200目，使铜、硫充分解离，得含硫35.95%的硫精矿，综合回收了低品位黄铁矿。阿尔瓦列茨等以甲醇调节矿物表面张力，对某黄铜矿与黄铁矿的浮选分离进行了研究，结果发现矿浆中加入体积分数为1%的甲醇和少量S－701捕收剂，取得满意的结果，这个工艺可替代以石灰抑制黄铁矿的常规方法。同时，使用甲醇对细粒浮选有利，为泥化与过粉碎黄铜矿石提供了又一种浮选工艺。
（二）硫化铜钼矿
氮气取代空气介质分离铜钼精在世界铜钼选厂中广泛应用，氮气能阻止药剂氧化尤其是Na2S的氧化，因而降低了Na2S的用量，加拿大直布罗陀铜钼选厂采用氮气介质，取消了蒸吹，使Na2S用量由8kg/t降低到2kg/t。俄罗斯采用非极性捕收剂HNOTPNH－3取代锭子油处理铜钼矿石，结果铜钼回收率分别提高1%和0.5%。
美国专利介绍一种较为复杂的一硫代次磷酸盐与双乙黄药混合使用，可提高铜钼分选效果。还介绍一种铜钼矿石优先选铜浮选工艺，加亚硫酸盐离子和苛性淀粉调浆pH值为5.2～6.2，调浆后加烷基二硫代亚磷酸盐浮铜，铜尾矿加煤油选钼。
有机抑制剂的研究与应用，也取得了很大的时展。常见的低分子有机抑制剂由烷烃（短链）、亲固基和亲水基组成，如巯基乙酸（钠）、巯基乙醇、四甲基硫代脲嘧啶以及pilips石油公司推出的以奥方（orfom）为商业品牌的D系列产品。由于这类药剂价格偏高，大规模工业应用尚困难。
（三）硫化铜镍矿
加拿大国际镍公司的铜硫采用二苯胍作辉铜矿的捕收剂，糊精作镍黄铁矿的抑制剂进行优先浮选，大大提高了选择性，镍的脱除率比在同样条件无糊精的空白试验高50%。
俄罗斯北方镍公司成功地应用电化学方法处理高冰镍矿浆，从而改善了铜镍浮选分离选择性。工业试验结果表明，电化学处理方法可提高生产效率15%～20%，同时也降低了铜精矿的含镍量和镍精矿中的含铜量。
矿粒因自身表面的疏水特性或经浮选药剂作用后获得的疏水特性，可在液-气或水-油界面发生聚集。目前应用最广泛的是泡沫浮选法。矿石经破碎与磨碎使各种矿物解离成单体颗粒，并使颗粒大小符合浮选工艺要求。向磨矿后的矿浆加入各种浮选药剂并搅拌调和，使与矿物颗粒作用，以扩大不同矿物颗粒间的可浮性差别。调好的矿浆送入浮选槽，搅拌充气。矿浆中的矿粒与气泡接触、碰撞，可浮性好的矿粒选择性地粘附于气泡并被携带上升成为气-液-固三相组成的矿化泡沫层，经机械刮取或从矿浆面溢出，再脱水、干燥成精矿产品。不能浮起的脉石等矿物颗粒，随矿浆从浮选槽底部作为尾矿产品排出。将无用矿物颗粒浮出，有用矿物颗粒留在矿浆中，称为反浮选，如从铁矿石中浮出石英等。泡沫浮选适于选别0.5mm至5μm的矿粒，具体的粒限视矿种而定。入选的粒度小于5μm 时需采用特殊的浮选方法。如絮凝-浮选是用絮凝剂使细粒的有用矿物絮凝成较大颗粒，脱出脉石细泥后再浮去粗粒脉石。载体浮选是用粒度适于浮选的矿粒作载体，使微细矿粒粘附于载体表面并随之上浮分选。还有用油类使细矿粒团聚进行浮选的油团聚浮选和乳化浮选;以及利用高温化学反应使矿石中金属矿物转化为金属后再浮选的离析浮选等。用泡沫浮选回收水溶液中的金属离子时，先用化学方法将其沉淀或用离子交换树脂吸附，然后再浮选沉淀物或树脂颗粒。
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