萤石(CaF2) 广泛地应用于各种工业部门，其中包括：铝工业、钢铁工业、原子能工业、宇航工业，在制取氟制冷剂和氟塑料、高纯氟化氢、固体燃料，生产高质量搪瓷和特种玻璃，作焊接熔剂，特别是坚固构件的焊接熔剂，以及在有色冶金生产中都离不开萤石，远在1943 年，美国总统罗斯福就把萤石列入战略性原料，
萤石矿主要储藏于碳酸盐萤石复合矿石中，大型矿床主要分布在独联体国家沿海地区、外贝加尔、哈萨克斯坦、乌兹别克斯坦，共计15 个矿床，在俄罗斯正在生产的选矿厂中最大的和最有前景的是雅罗斯拉夫斯克采选公司选矿厂，到目前为止，俄罗斯对萤石矿产品的工业需求的90%由这里提供，这个联合企业的原料基地主要是绥芬河矿床的沃兹涅辛斯克和基洛夫斯克矿区，根据矿石的物质组成及其可选性可分为： 碳酸盐模数( CaF2 ∶CaCO3) 大于15 的硅酸盐型、模数15～3 的弱碳酸盐型、模数小于3 的强碳酸盐型、以及黄玉-萤石型，围岩的组成是玢岩、含萤石的细粒浸染的石灰岩和云英岩，含云母-萤石矿石的主要矿物有萤石、云母(白云母、钠珍珠云母、锂云母和铁锂云母) 、碳酸盐；少量的黄玉、电气石、硅铍石、金绿宝石和硫化物，这些矿物总含量达5%，黄玉-萤石矿石在矿物成分及含量上明显不同，主要矿物为萤石、黄玉、白云母和石英，选矿设备萤石矿的细粒浸染是普里莫梁矿床矿石的特点，矿石中含碳(0.1～0.5%)，将矿石染成黑色，在雅罗斯拉夫斯克选矿厂采用正优先浮选工艺流程，它包括：磨矿、矿浆热处理、萤石的粗选和扫选，所获得的精矿再进行6次精选，循环水也被利用的无尾矿工艺，除获得主要组分原料——萤石精矿外，还可保证顺便回收伴生矿物——硅铍石、金绿宝石、云母、便于以后利用的独立产物熔融石灰石，含云母-萤石矿石的浮选尾矿主要是云母，它可作为用湿法冶金回收稀有金属的原料，以及作为生产汽车轮胎的橡胶填料，生产优质玻璃和陶瓷砖的原料，但是，所有这一切都属于将来的矿物原料的综合利用问题，而目前还无法实现，近年来，俄罗斯国立有色金属科学研究所，对萤石浮选的药剂制度改进进行了研究，其中包括，用较廉价而有效的代用品替代昂贵而稀缺的硫化钠，作为硫化钠的代用品是生产橡胶抗老化剂过程中多硫化物还原时获得的副产品—药剂ЭК-1 ，用沃兹涅辛斯克矿床矿样对含有硫酸钠、氯化钠、硫代硫酸钠和硫化钠的药剂ЭК-1 作为硫化钠的替代品进行了研究，矿石磨至86% -0.044 mm，第一阶段浮选药剂用量( kg/ t )：СД0.6，油酸0.9，矿浆热处理温度60℃，并添加氟硅酸钠0.2 kg/ t，处理时间10min，石后浮选有色金属铅和锌的硫化物，该流程降低了生产费用，提高了生产率，改进后的药剂制度及工艺流程对多个矿床的萤石矿石进行试验，都获得了满意的结果，选矿设备。萤石粗选精矿添加СД0.2 kg/ t 进行2次精选，第二次热处理在添加氟硅酸钠0.2 kg/ t，温度60℃下进行，第三次和第五次精选不加药剂条件下进行，第四次加入0.2 kg/ t CД条件下进行，用药剂ЭК-1代替硫化钠可以提高萤石的回收率，但用量较大(增加30%) ，在雅罗斯拉夫斯克选矿厂实验室用循环水对粗精矿进行6次精选的工艺制度所进行的该药剂对比试验结果证明，用药剂ЭК-1替代硫化钠是可行的，在卡兰古伊斯克矿床矿石的浮选中， 用药剂ЭК-1 和ЭК-2 替代硫化钠获得了良好的结果，该选矿厂的领导放弃了为硫化钠新药剂替代物进行工业试验的拨款，由俄罗斯有机合成科学研究所和国立有色金属科学研究所制定了ЭК-1 药剂暂行工艺标准，在中亚有色金属研究所完成的萤石复合矿石选矿结果总结基础上，在本文作者的指导下，制定了较先进的工艺流程，该流程降低了生产费用，提高了生产率，减少了浮选车间占地面积，提出的选矿流程包括重介质预选，然后浮选重产品，即预先分选出萤石，然后分选有色金属(铅、锌) 硫化物，对四个矿床中的萤石矿石进行了重介质可选性试验(表1) ，所研究矿石中的萤石基质是粒度在4mm以上独立包体，表1 在重悬浮液中萤石分选结果
矿 床
Ⅰ
Ⅱ、Ⅲ
Ⅳ
矿石中CaF2的含量(%)
比重(g/ cm3) ：萤 石
脉 石
悬浮液
单体萤石含量(%)
产率(%)： -4mm 粒级的
精 矿
尾 矿
萤石含量(%)：在-4mm粒级中
在精矿中
在尾矿中
萤石回收率(%)：在-4mm粒级中
在精矿中
在尾矿中
22.67
3.06～3
2.81～2.54
2.7
30
30.4
27.8
41. 8
28.52
43.42
4.61
38.36
53.24
8.5
33.36
3.15～3.12
2.83～2.61
2.74
50
34.5
30.12
35.38
36.7
61.12
6.18
38.35
55.1
6.55
32.5
3.22～3.1
2.72～2.5
2.74
40
37
28.2
34.8
35
65.02
6
33.03
60.13
6.84
注：Ⅰ-契巴尔加京斯克矿床； Ⅱ-基斯康斯克矿床； Ⅲ-恰什林斯克矿床； Ⅳ-劳加尔赞斯克矿床契巴尔加京斯克矿床的矿石，与其它所试验的矿石相比，脉石中萤石连生体最细，粒度在4 mm的单体萤石为30%，用含铅65%的方铅矿精矿作加重剂，在水力旋流器中进行加重剂的再生，在矿石粗磨重介质选矿时，可以从萤石矿石中分出35%以上的脉石，但是所有的萤石矿石选别结果不尽相同(表1) ，从微细浸染矿石中分离出的产物，这些产物的比重与重介质的比重相近，在契巴尔加京斯克矿床矿石选矿中，为了使方铅矿重悬浮液稳定，添加水玻璃10 g/ t 重介质，由于重悬浮液具有泥化特征及矿物表面有浮选药剂存在，使方铅矿悬浮液粘度加大，故需加入稳定剂，对劳加尔赞斯克矿床的矿石重介质选别最成功，该矿石中含有与萤石紧密共生并已达工业品位的铅，分选的成功与否在很大程度上取决于萤石与脉石的分离，所进行的重介质选矿试验结果证实，选矿厂的生产率可以提高35～40%，这样就可使开发平衡表外贫矿石成为可能，从而扩大了矿床储量，由于矿石整体回采，简化了矿山工作，在契巴尔加京斯克矿床的含萤石和重晶石矿石的萤石浮选中使用油酸，80%的重晶石进入萤石精砂中，萤石的回收率也在这个范围内，萤石精矿中有重晶石存在是很有害的，为此，提出了用烷基硫酸钠浮选重晶石，然后再用油酸浮选萤石的流程，烷基硫酸钠是一种很弱的萤石捕收剂，因此它适用于重晶石-萤石型矿石的优先浮选，契巴尔加京斯克矿床的矿石中含有等量的重晶石和萤石，对重晶石含量为1411%、萤石13.32%、方解石3.21%、石英67.16%的矿石进行了试验，最佳工艺制度为：磨矿粒度60% -01074mm，添加纯碱和水玻璃搅拌5min，在重晶石浮选中直接加入烷基硫酸钠，全部作业的温度保持在25～28℃内，所获得的重晶石精矿，在重晶石回收率76.14%时，BaSO4含量93.35%、CaF22.23%；萤石精矿在萤石回收率为82.73%时， CaF2含量93.35%、BaSO4 含量5.24%，分批添加水玻璃促进了萤石与重晶石成功地优先分选，这种选择性分选方法比在萤石浮选回路中抑制重晶石有效得多，在这种情况下获得的两种精矿，大大提高了契巴尔加京斯克矿床重晶石—萤石矿石的价值，米哈诺布尔选矿研究设计院制定了劳加赞斯克矿床含铅萤石矿石的浮选工艺流程，该工艺最先浮选出铅，再从铅浮选尾矿中回收萤石，该类矿石的浮选工艺流程原则上不同于塔科布斯克矿床，这个矿床矿石的选矿开始的较早，这些流程适当地利用了硫化矿物的良好性质，可使其完全进入以黄原酸盐作捕收剂获得的精矿中，在这种情况下，萤石不应进入硫化物精矿，硫化物浮选时残留在矿浆中的药剂不影响下一步的萤石浮选，在浮选含铅萤石矿石时，硫化物精矿产率为2～3%，萤石精矿产率30～40%，采用这种工艺流程时，硫化物和萤石浮选回路中的浮选机的容积是相同的，因为在任何情况下，100%的矿浆都要通过浮选回路，如果采用预先分选萤石精矿的浮选工艺，萤石精矿产率为30～40%，那么在下一步的硫化物浮选中，矿浆的体积可减少30～40%，因此相应地缩减了浮选机的工作线，该浮选流程原则上可使浮选车间的生产率提高30～40%，作为复合矿石选矿的基础，金属矿粒的解离顺序在某种程度上具有一定的意义，在劳加尔赞斯克矿床的复合矿石中，萤石比方铅矿粒度粗得多，在最佳磨矿条件下，萤石矿物多数呈单体状态存在，使用大量的可抑制铅的硫化钠进行萤石的预先浮选，为了改善萤石浮选尾矿中的铅浮选，研究了用硫酸亚铁和硫酸锌活化方铅矿，以及为了缩小其体积，浓缩原矿浆，以除去剩余的硫化钠，硫酸亚铁和硫酸锌可与矿浆中剩余的硫化钠结合，此时硫酸亚铁的作用可解释为其具有较强的水解作用，以吸收剩余的硫离子，这样一来，铁的硫化物从矿浆中沉淀出来，在浮选铅时，硫酸亚铁比硫酸锌的效果更好一些(图1)，硫酸亚铁最佳用量1500g/ t 时获得的铅粗精矿铅含量31%，回收率85%，图1 铅浮选与活化剂用量的关系1 -硫酸亚铁；2 -硫酸锌0 -??精矿中铅的含量???精矿中铅的回收率预先浮选萤石的选矿流程如图2所示，用该流程获得的工艺指标与先浮选铅的普通流程获得的指标对比列于表2 ，这些结果表明，硫化钠对萤石浮选没有明显的影响，图2 劳加尔赞斯克矿床矿石先分选萤石精矿的浮选工艺流程用皂类先浮选萤石后用黄原酸盐浮选铅的流程，可以明显缩短浮铅的工作线，尽管增加了浓缩作业，但仍比较经济，塔科布斯克矿床与劳加尔赞斯克矿床不同的是，前者复合矿石中有具工业品位的锌存在，除锌矿物外，有用矿物共生特征大体相同，在很大程度上锌矿物与萤石的结合比与铅矿物结合更紧密一些，因此，用先回收铅和锌矿物，再回收萤石的常规浮选流程很难获得含萤石较低的锌精矿，塔科布斯克矿床萤石矿石的浮选工艺流程包括铅、锌、萤石的粗选和扫选和精选，为了研究获得萤石含量较低的锌精矿的可行性，对塔科布斯克矿床矿石采用先选萤石后分选铅和锌的流程进行了试验，用该流程选别含(%)：铅1.76 、锌1.08 、CaF228.8 的矿石，其中95%的铅呈方铅矿形式存在，80%的锌呈闪锌矿形式存在，用所提出的浮选流程获得的锌精矿中萤石含量为较常用流程的1/ 8 (表3)，
表2 二个浮选流程工艺指标对比(%)
产品
产率
品位
回收率
产率
品位
回收率
CaF2
Pb
CaF2
Pb
CaF2
Pb
CaF2
Pb
先浮选铅后浮选萤石流程
先浮选萤石后浮选铅流程
矿 石
萤石精矿
铅精矿
尾 矿
100
27.17
2.61
69.69
26.54
93.61
8.02
0.58
1.62
0.35
53
0.2
100
97.69
0.79
1.52
100
5.98
85.41
8.61
100
27.8
3.1
69.1
27.495.88.830.74
1.510.12
44.2
0.16
100
97.13
1.0
1.87
100
2.2
90.5
7.3
采用新药剂优先浮选萤石矿石的各种流程试验结果，不仅在俄罗斯，而且在独联体其它国家的选矿厂中都可用于萤石矿石选矿。
