设计碎矿产品粒度150mm，磨矿产品细度为-0.074mm占65%-70%。326A浮选系列精选作业流程1978年前选矿厂处理的矿石主要为氧化矿和部分混和矿，硫化矿很少，浮选作业采用一次粗选、两次扫选的流程，精矿品位在18%左右，经过试验研究，1978年开始将两次精选作业流程改为三次精选，精选次数增加后精矿品位提高了21.39%，回收率提高了0.34%。1985年后选矿厂处理的矿石中氧化矿已开始逐渐减少，混和矿和硫化矿增加，经试验研究发现，三次精选作业的精矿品位并没有提高多少，但由于原矿品位低，粗精矿产率小，增加精选次数后，过长的精选作业时间影响了回收率的提高。于是，从1985年开始将精选作业次数由三次又变为两次，精选次数减少后，精矿品位略有提高，回收率却提高了62%，为此，从1985年至今选矿厂6A系列一直采用两次精选的流程。当原矿中辉铜矿、斑铜矿含量高时，也采用一次精选流程。338m3浮选系列精选作业流程选矿厂27m36m和36m40m球磨机所对应的浮选系列均采用6A浮选机，精选作业采用两次精选流程。
8m3浮选系列负责处理3台32m45m球磨机的矿量，其粗、扫选作业共有32槽8m3浮选机分两排并排，精选作业采用SF-28m3浮选机20槽，其粗扫选泡沫及一次精选作业尾矿用泵压力输送。1996年至1997年选矿厂针对XJC-80型浮选机存在循环量大、浮选机负荷大和烧损电机频繁的问题，对浮选机进行了改造，改造后浮选指标提高，运行费用降低，每年可创效益18828万元。在此基础上1999年又对8m3浮选系列精选作业流程进行了改造，精选作业的20槽SF-28m3浮选机减少为16槽，把一次精选作业矿浆流向由东向西改为由西向东，这样缩短了粗选泡沫进入一次精选作业的距离，粗选泡沫进入一次精选作业由压力输送改为自流输送，改造后保证了粗选作业泡沫进入精选作业的稳定性，精矿品位提高了0.92%，年创效益18万元，减少了4槽10kW电机的浮选机，去掉了1台45kW的8英寸泵，年节电16243万元，年节约备件费用6万元，年综合效益4024万元。经过8m3浮选系列精选作业流程考查表明，三次精选作业比二次精选作业容易操作，有利于精矿品位的提高，所以8m3浮选系列精选作业仍采用三次精选流程。
磨矿浮选工艺流程随着坑下开采的深入，氧化矿所占比例越来越少，混和矿所占比例也在下降，硫化矿所占比例逐年增加，原矿品位由过去的0.54%以上下降到0.5%左右，矿石的可选性变好，浮游速度提高，回收率不断提高，为此，通过大量的试验研究，2000年初开始选矿厂对磨矿浮选流程进行了改造。把一段系统原1个磨矿系列对应1个6A浮选系列改为4个磨矿系列对应3个6A浮选系列，既减少了浮选机的运行数量，缩短了浮选时间，又能留出2个系列的浮选机备用。