碳酸盐型萤石是沉积形成的，与方解石或白云石组成粒状共结镶嵌结构或变晶结构，有的组成条纹、条带状、微层到薄层状构造。采用常规的浮选工艺和药剂制度无法克服萤石精粉中碳酸钙含量超标的问题，所产萤石产品大部分为等外品，在工业应用上局限性很大。萤石选矿行业将含有方解石的碳酸盐型萤石矿称为“难选矿石”，目前国内大部分碳酸盐型萤石矿资源得不到有效利用。
本文介绍的就是一家方解石、萤石伴生矿的选矿厂，长久以来该选厂不能达标达产，经工艺流程改造后效果显著，经济效益大幅提升，我们一起来学习一下。
矿区位于某锑矿附近，该区已发现规模不等的萤石矿体数十处，各矿体矿石性质有所不同，矿石类型大体可分为萤石-方解石型、萤石-石英型、萤石-辉锑矿型。矿石多呈无色透明或浅绿色，常伴生有黄铁矿、自然硫和粘土矿物，萤石结晶粒度0.1~10mm，矿石组合样分析结果见下表：
某萤石选矿厂原矿来自该矿区各矿点，以含方解石的碳酸盐型萤石矿为主，入选矿石经过配矿后含CaF2：30~35%， CaCo3：10~15%，其他成份主要是SiO2以及少量伴生矿物。经选矿试验证实，影响选矿工艺指标的主要有害成分是 CaCo3，该厂历年来生产的萤石精粉也是因 CaCo3超标而不得不低价销售。
原设计的选矿生产流程采用一段磨矿、一粗六精三次扫选-中矿循序返回的常规浮选工艺流程，实际生产过程中，日处理矿量近140t，磨矿产品细度-200 目占 70~75%，入选矿浆浓度 25%，浮选药剂采用油酸、纯碱、水玻璃，纯破加在球磨机进料口，水玻璃、油酸与分级机溢流一同给入矿药搅拌桶，浮选矿浆PH=8~9，吨原矿消耗纯碱8600g，油酸130g，水玻璃610g。
主要选矿设备为：φ1.5m× 3m格子型球磨机1台，φ1m高堰式螺旋分级机1台，XJK1.1浮选机24槽(粗选3槽、精选1~精选3各3槽、精选4～精选6各2槽、扫选1~扫选3各2槽)。
生产工艺改造前，该厂进行过多年的不连续生产，工艺流程、药剂制度进行过多次变革，但始终末获得理想的选矿工艺指标，通过现场流程考查，我们认为原有生产流程存在药剂制度和工艺流程两个方面的问题亟待解决。
结合现场流程考察中发现的问题，我们认为真正困扰该矿多年的不能达产达标问题应该是在工艺流程方面，要获得理想的工艺指标应重点解决选矿工艺流程中存在的问题。
由于该选矿厂入选萤石矿物结晶粒度较粗，适合于粗磨入选，但要达到磨矿产品全部实现矿物的单体解离显然是不现实的，磨矿产品中总会不可避免的存在矿物与脉石的连生体，采用中矿循序返回的工艺流程容易造成以连生体为主的中矿在精选区积累，不利于产品质量的提高。
为克服前述幣端，我们把精选1的中矿绕过粗选直接给入扫选1，采取大循环的方式使一部分中矿超前返回，尽量避免矿物连生体在精选区积累；为提高回收率，将扫选2的泡沫产品超前返回粗选，将扫选3的泡沫产品超前返回扫选1，减小有用矿物在扫选区的循环；同时对浮选设备稍加改造，把全部中矿返回阀开口中心位置降低至与浮选机进料管同心，目的是便于粗砂或粗粒矿物连生体尽早返回前次作业。
生产实践证明，采用部分中矿超前返回的工艺流程，在精选作业能有效避免中矿在精选区的积累，加快有害杂质进入尾矿的速度；在扫选作业能有效的减少有用矿物在扫选区的循环并降低尾矿品位；同时，降低中矿返回口的位置，能促进槽底粗砂尽早排出。以上改造措施对提高该矿选矿工艺指标起到积极的促进作用。
改造后的工艺流程见图1：新工艺流程图。
改造后的生产工艺流程仍采用油酸作萤石矿物捕收剂，纯碱作pH调整剂，把纯碱加药点由球磨机给矿口改至矿药搅拌桶，并在精选Ⅳ适当补加，控制浮选矿浆pH=8.5～9;油酸加至矿药搅拌桶，并在扫选Ⅲ适当补加。根据选矿试验结果，用硫酸铝+水玻璃组成的盐化水玻璃与六偏磷酸钠联合使用作碳酸盐矿物抑制剂，盐化水玻璃(使用过程中充分搅拌)分别加入矿药搅拌桶与精选Ⅲ，六偏磷酸钠加入精选Ⅳ。
生产条件下的药剂消耗量见表 2：工艺改造前后工艺条件对比。
新工艺流程运行效果
新工艺流程在生产实践中应用后，获得精矿含 CaF298.1%, CaCO30. 83%，回收率83.68%，产品质量符合国标二级品质量要求，选矿回收率得到大幅度提高，选矿生产连续、稳定进行，生产成本降低，工艺改造获得成功，同时也为开发利用该类型矿产资源提供了参考经验。
新流程投产后一个月的生产数据统计见表 3：工艺改造前后工艺指标对比。
由于该矿有用矿物结晶较粗，在磨矿过程中容易实现有用矿物的单体解离，相对于其它的碳酸盐型萤石矿，该矿中的萤石与方解石较容易浮选分离。提高该类型矿石选矿工艺指标的关键是采取合适的工艺流程，采用适当的方解石矿物抑制剂，采用中矿超前返回的方式缩短中矿回路，在保证产品质量的同时，能够有效的提高选矿回收率，获得理想的选矿工艺指标。