我国萤石、重晶石储量丰富，目前虽然有许多企业在开采，但因无法分离而亏本。也有企业丢弃重晶石，仅仅利用萤石，大量的重晶石只能白白地从尾矿中废弃，这样不但是对国家资源的极大浪费，也给生产企业带来很大的经济损失。
因此要综合利用此类矿石资源的关键，在于切实解决萤石与重晶石的浮选分离。不但要有超常规的分离浮选工艺流程，而且要有一整套浮选药剂配方。
近些年来有很多的研究所、选矿学者都在努力研究、开发新的工艺，新的重晶石、萤石抑制剂。但大多在理论方面，实际可用于生产实践的很少。
我国的萤石矿床大致可分为三类：
一 石英萤石矿床
该矿床为含矿热液沿地层裂隙充填到硅质岩石的裂缝中冷凝后形成的矿床。英石与其伴生矿物胶结一起充填与裂隙中，矿石呈块状、角砾状或晶族状。
矿床中与矿石共生的主要矿物有石英，还有少量的方解石、黄铁矿、高岭土等。萤石的氟化钙含量较高，一般可达70―80%，较小的就很多了。
二 碳酸盐萤石矿床 该类型矿床是含氟热液浸入石灰岩石发生交代作用形成的，矿石中萤石呈致密块状，角砾状或浸染状分布。共生矿物有方解石、石英、重晶石等。氟化钙的含量一般在65%以下，最难分离的也就是这类矿床。 三 多金属萤石矿床 该类型矿床中主要矿物萤石常与方铅矿、闪锌矿、黄铜矿、黄铁矿、以及钨、锡、钼、铋等金属共生。矿石中的萤石一般为粗粒状、晶粒20―30L，最大可达75L，萤石含量一般为14―16%左右。
能够有效分离重晶石—萤石矿的浮选工艺是优先浮出重晶石，浮重尾矿通过活化，再浮萤石的流程。该流程不但可以浮出萤石高于重晶石的原矿，还可以分离重晶石高于萤石的原矿。
如果萤石品位在40%以上或萤石高于重晶石的话，萤石精矿品位可达到97%以上，重晶石照样能达到95%以上。
由于“混合浮选”在工业调试，所以就对“混合浮出萤石，重晶石”而后再分离的工艺流程和“优选”工艺流程进行了对比，通过比较“优选”比“混合”浮选工艺流程要更科学、更合理，精矿品位更稳定，回收率更高。
下面就两套工艺流程具体比较一下：
1、“混合”浮选由于萤石、重晶石混合品位高达90%以上，球磨处理量每时只能控制在5―6T。如果再高上去5A浮选槽就显得容量小了，容易跑槽，原矿损失很大。而“优选”浮选就能达到每小时9―10T，这样大大降低了选矿成本。
2、“混选”虽然通过八次以上萤重精选分离，萤石精矿品位可达92%―95%。但是重晶石经过再次浮选也只能达到85%，根本达不到95%以上。“优选”工艺可把重晶石品位浮到95%以上，白度达到92%以上，SiO2和CaCO3都在1%以下。
“混选”工艺萤、重回收率达不到80%，而“优选”工艺回收率可达到85%以上。
3、“混选”工艺的药剂用量大，特别是重晶石抑制剂，由于原矿的重晶石品位比萤石高20度以上，用量更大，购买价格又贵，所以药剂成本很高，“优选”工艺虽然药剂种类多，但用量少，价格便宜，成本只有“混选”工艺的40%左右。
经过“混选”调试和分级溢流矿浆的“优选”工艺试验对比，“混选”在工业调试中无法解决的问题，都在“优选”工艺中解决了。所以优先浮出重晶石后浮选萤石的工艺要比“混选”工艺更科学、更合理、更符合实际生产要求。
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