很多铅锌氧化矿由于氧化程度高、矿体分散、彼此间氧化程度差异较大，致使选厂投入生产时指标较差，试产初期铅锌精矿的品位分别为51.57%，28.14%，铅锌的回收率也仅仅在62%和50%左右，而且铅锌精矿互含很高，常常是锌精矿中的铅含量在～10%左右，有时选锌系统简直就变成了选铅系统，试产暴露出设备、药剂、工艺方面的一些问题，这些问题制约着选厂经济指标的进一步好转。
1、设备问题
试产时这方面的问题较多，主要有振动筛、磨矿、过滤设备方面的问题。由于很多选矿厂地处彝族聚居区，海拔高，降雨多，导致物料水分较高，通常在～10%以上，原物料细粒部分多，而原设计破碎流程时，采用的筛子为双层振动筛，导致振动筛的下层过细物料，常常凝聚成团，不能正常下料，堵塞物料的正常流动。将双层振动筛改为单层振动筛，较好地解决了堵塞方面的问题。关于磨矿，原设计的流程为两段磨矿，一段为格子型球磨机，二段为溢流型球磨机。试产时发现，由于矿石的可磨性相对较好，矿石的氧化程度高，两端磨矿极易造成过磨，泥化现象严重，进一步恶化选厂的技术经济指标。后来，经过多方沟通、协调，考虑到选厂细度仅要求－200目占～85%，试产小组人员果断采用一段格子型球磨机，球磨后的矿浆直接送入原二段球磨机的水力旋流器中进行分级。实践证明，采用一段球磨既满足了选厂细度的要求，又减少了过磨现象的发生，减少了能源的消耗。精矿的过滤某设计单位采用的是陶瓷过滤机，但试生产时发现，当矿石氧化程度高时，需要加入大量的硫化钠，而硫化钠加入量的增加，又常常导致陶瓷板的过滤堵塞，后来，在各方人员的会商下，将Ф18m的陶瓷过滤机改换为Ф20m的圆筒年真空过滤机，使整个选厂的设备作业率得以提高。
2、工艺问题
为了解决铅锌互含问题，尤其是将锌精矿中铅的含量下降到6%以下，防止优先浮选的过程中锌精矿含铅过高的问题，为此，将原设计流程中的铅两次扫选，改为铅的四次扫选，四次扫选之后再去选锌。实践证明，这一措施再加上其它工艺条件的控制，是可以很好的控制锌精矿中的铅含量在5%以下的。
3、药剂问题
实践生产中药剂的消耗与研究单位推荐的药方，除硫化钠外差别不大。在研究结论中，研究单位推荐选铅系统，硫化钠的消耗量为～2400g/t，硫化锌系统硫化钠的消耗量为12000g/t，实际生产中硫化钠在铅系统的消耗量为～4000g/t，锌系统硫化钠的消耗量在～15000g/t。造成这种差别的原因可能是试验时所取矿样的氧化率与实际生产时的氧化率差异较大的原因。在生产中，工人们也意识到适宜的硫化钠加入量是控制铅的选别的重要因素之一，硫化钠的加入量必须与矿石的氧化程度相适应。加入过多的硫化钠将在选铅时抑制铅的上浮，铅会进入选锌系统，恶化优先浮选流程。硫化钠加入过少，则选铅尾矿中含铅较高，也将恶化优先浮选系统。尤其是当同一批待选矿石具有不同的氧化率时，更应根据矿石氧化的变动情况，及时调节硫化钠的加入量，以便对选矿流程进行精准控制。
通过诸多方面的努力，该地氧化铅锌矿中，铅矿的选别得到很好控制，选铅尾矿中铅的品位可以控制在0.35%以下，铅精矿的品位在47.00%以上，铅精矿中的锌含量在4%以下，铅的理论回收率在91%以上，高时可达95%以上。然而，锌回收率的提高却是一个难题。通常，选锌尾矿中的锌含量在2.34%以上，锌精矿中的品位为30%左右，锌的理论回收率低于70%，高时也很难达到75%以上。虽然诸多部门的有关人员进行多次长时间的尝试，但锌的选别还是很难控制，尤其是当锌的氧化率在70%以上时，生产中常常发生粗选的尾矿在粗选和扫选之间来回循环，既消耗了大量的药剂，又不见产品。当锌的氧化率在30%以下时，回收率约可达70%，但这样低的锌的氧化率生产上很少。情况当锌的氧化率在90%以上时，生产上也曾发生每班锌的理论回收率小于10%的情况。因此，要想稳定高氧化率的锌矿的选别，还需生产、科研、设计等诸多方面的人员共同努力。
