重力选矿(安徽理工大学)：重力选矿

重 力 选 矿
第一章 重力选矿 (gravity concentration)概论
第一节 选矿（ Mineral processing) 的概念
(ore dressing,mineral dressing)
１）有用矿物 ——能为人类利用的矿物。
２）矿石 ——含有有用矿物的矿物集合体中，若
有用成分的含量，在当前技术经济条件下，能够
富集加以利用的矿物集合体。
3）脉石 ——在矿石中含有目前无法富集或工业
尚不能利用的一些矿物。（对于煤炭来说，不能
作煤使用而以 SiO2为主要成分的矿石叫矸石。）
４）选矿 ——利用矿物的性质（如物理或物理化
学性质）的差异，借助各种选矿设备将矿石中的
有用矿物与脉石矿物分离，并达到使有用矿物相
对富集的过程。
５）精矿 (Concentration)——选矿选出的经富集的
有用矿物。
６）尾矿 (Tailing)——弃之的无用产物称为尾矿。
对煤炭而言，将煤和矸石分离，从而获得质
量不同的产物，称为选煤。
２ 基本选矿方法
选 矿
物
理
选
矿
浮
游
选
矿
化
学
选
矿
其
它
选
矿
重选 磁选 电选等
根据粒度、密度、
形状、硬度、颜
色、光泽、磁性
及电性等 差异
据表面的物
理化学性质
（如颗粒表
面的浸湿性
等） 差异
据化学性
质所存在
的差异
据其它
（如生物）
差异
第二节 重力选矿的任务和方法
１ ） 重力选矿的依据
重力选矿方法的主要依据, 是品位或灰分不
同的物料, 在密度上的差别 。
对于细粒及微细粒级的物料, 按粒度分级依
据粒度不同的颗粒, 在介质中沉降速度的差异 。
２ ） 对重选设备的要求
重选过程是在运动过程中逐步完成分离的 。
重力设备, 应具有使性质不同的矿粒, 有不同的
运动状况 （ 运动的方向, 速度, 加速度及运动轨
迹等 ） 。
３ ） 重选的介质
重选过程是在介质中进行的 。 介质密度高,
性质不同矿粒在运动状态上的差别就大, 因而分
选效果也就更加好 。
重力选矿过程中所用的介质有：空气, 水,
重液 （ 密度大于水的液体或高密度盐类的水溶液 ）
及悬浮液 （ 固体微粒与水的混合物 ）, 也可用固
体微粒与空气的混合物, 即空气重介质 。
４ ） 重选过程颗粒受力
物体不仅受重力的作用, 而且还承受介质作
用于物体上的浮力及介质对运动物体的阻力 。
５ ） 重选过程密度差起主要作用
重力选矿程中, 应降低矿粒的粒度和形状对
分选结果的影响, 以便使矿粒间的密度差别在分
选过程中, 能起主导作用 。
６ ） 重选中的介质流
连续上升, 间断上升, 间断下降, 上下交变,
倾斜流, 旋转流 。
常见的重选方法有重介质选矿, 跳汰选矿,
旋转介质流分选, 摇床分选, 斜槽分选等 。
本课程将详细介绍以上各选矿方法,
第二节 重力选矿的发展简况
１ 重选方法发展过程
从河溪砂石中
用兽皮淘洗选
收自然金属
20世纪初出现稳定悬浮
液重介质选煤法
简易淘洗工具,人工溜
槽,手动跳汰机
14世纪末,具有上下交
变水流的跳汰机问世
18世纪产业革命,出现机
械传动活塞跳汰机,摇床
1892年,压缩空气驱动的
无活塞跳汰机, 鲍姆式跳
汰机
20世纪中,离心力
场水力旋流器
２ 重选的理论研究
动力学
角度
单颗粒运
动 (自由
沉降,干
扰沉降 )
初加速度
学说 (综
合各因素,
建立方程 )
静力学
角度
按悬浮
液相对
密度分
层
位能假
说
概率统
计假说
３ 我国重选的发展
我国是一个历史悠久文化发达的古老国家,
远在 4000多年前就开始铜的冶炼 。 1637年明朝宋
应星所著, 天工开物, 就记载了许多有关应用重
力分选的实例 。 如：用风车风选谷物, 用水力分
级方法提取瓷土, 用淘洗法选收铁砂和锡砂等 。
我国最早的选煤厂建于 1917年 。 目前我国的大
小选煤厂有 500多座, 均有重力选设备 。 其中有
小型的重选设备, 又有大型现代化的重选设备 。
第二章 重力选矿基本原理
2.1 概述
2.2 颗粒 (Particle)及颗粒群沉降 (settling)理论
2.2.1 矿粒在介质 (Medium)中的自由沉降
１、矿粒在介质中所受的重力
矿粒在介质中所受的重力,
等于它在真空中所受的重力
与浮力之差,
浮力 阻力
重力
根据阿基米德原理
G0 =Vδ g- Vρ g
= (m/V)δ g – (m/V)ρ g
= m ((δ- ρ） /δ)g
G0 = m g0
式中,V——矿粒的体积, m3；
ρ——矿粒的密度, k/m3；
δ——介质的密度, kg/m3,
g —— 重力加速度, m/s2；
m—— 矿粒的质量, kg。
——矿粒在介质中的加速度,m/s2 。
gg ?????? ?? ? ??0
g0 大小、方向与 δ,ρ有关，与粒度、形状无关。
δ>ρ时，颗粒沉降；
δ<ρ时，颗粒上浮；
δ=ρ时，颗粒悬浮。
2 矿粒在介质中运动时所受的阻力
介质阻力 ——分选介质作用在矿粒上的阻力；
机械阻力 ——矿粒与其它周围物体以及器壁间的摩擦,
碰撞而产生的阻力 。
机械阻力相当复杂, 难以计算 。 仅分析介质阻力 。
1) 介质阻力：介质与矿粒有相对运动时，作用在矿粒上与
运动方向相反的分力。
介质阻力 粘性阻力 ——切向力
压差阻力 ——法向力（形状阻力）
2) 介质阻力的计算
a 介质阻力通式
用量纲分析和实验研究相结合的方法
矿粒在流体介质中运动时所受介质阻力 R。 根据实验结
果及水力学的分析可知, 矿粒所受介质阻力 R,与它的运
动速度 v,它的几何特征尺寸 d,流体的密度 ρ和粘度 μ等
物理量有关 。
阻力 R可用如下函数表示,R= f(v,d,ρ,μ)
用量纲分析的方法，经推导整理,
22 vdR ???
Ψ－阻力系数
粘性摩擦阻力区（层流区、斯托克斯区）
条件,Re<=1,α=24,k=1
Re =vdρ/μ
通式中阻力系数为
ψ=3π/Re
该系数可通过理论分析得到。阻力系数与雷诺数之间
为直线关系。
R=(3π/Re) d2ρv2
或 R=3πμd v
适用于：粉状物料、雾滴在空气中沉降。只计粘性阻力，
不考虑压差阻力。
过渡区（阿连区）
粘性阻力与压差阻力同数量级。
条件,1 < Re≤500,α=10,k=1/2
实际应用 Re=2~300 较好。
适用于：一般细物料，如细粒煤炭、石英砂等在水或空气
中沉降。
3) 压差阻力区（牛顿区）
颗粒体积较大，运动速度较快，发生面层分离，在颗粒
尾部全部形成旋涡区，此时压差阻力占主要地位。
条件,500<Re <=2*105,α =0.44,k=0
c=0.44
RN=0.055π dA2 ρv2
或
RN =（ π/20 ~ π/16） d2 ρv2 通式中的阻
力系数为
ψ= （ π/20 ~ π/16） ≈π/18
阻力二次方定律。牛顿建立的，故称牛顿公式
适用于一般块状物料在空气或水中沉降时阻力的计算，
在计算中只计压差阻力，而不计粘性阻力。
阻力系数实验曲线
阻力系数 ψ只是矿粒形状及雷诺数 Re的函数 。 但是 ψ
与 Re之间的函数关系, 至今尚无用理论将它求导出来, 只
有依靠实验的方法 。 英国物理学家李莱 (L·Rayleigh)总结
了大量实验资料, 并在对数坐标上作出了各种不同形状颗
粒在流体介质中运动时, 雷诺数 Re与阻力系数 ψ间的关系
曲线 。
不规则形状矿粒的雷诺数 Re与阻力系数 ψ间的关系曲
线如图 2-2-2 所示,
2-2-1
。
3 颗粒在静止介质中的自由沉降
自由沉降 ——单个颗粒在无限空间介质中的沉
降。只受介质阻力，不受其它颗粒及器壁的影响。
1) 球形颗粒在静止介质中的自由沉降末速
a 球形颗粒在介质中沉降末速的通式
阻力 R
重力 G0
上式可改为,dv/dt =g0 – a
a ——阻力加速度，与颗粒及介质的密度、粒度、沉降未
速有关。
物体从静止开始，由于 dv/dt作用，使 v增加，后因为阻
力随速度不断增加，反过来使 dv/dt下降。
当 R=G0 时，力平衡，加速度 =0，使物体运动速度达到
最大值,这时的运动速度以 v0 表示，称沉降未速。
R=G0
得
(2-2-12）
————自由沉降未速通式。
式中,δ大,d ρ大，则 v0 大；
δ, d 一定,ρ 大,v0 小。
式中的阻力系数是 v=v0 是时的值，由 Re确定。
??
???
?
???
d
vg 206
??
?????
6
)(
0
gdv
当已知颗粒在介质中的沉降未速时，由上式可求
颗粒粒径。
由于 ψ~ f(Re),而 Re =vdρ/μ,直接用（ 2-2-12）、
（ 2-2-13）求 v0, d 困难。
g
vd
)(
6 20
????
??? 1322 ??
通过计算，以下两个无量纲数分别只含 d
或 v0
用通式计算 d 和 v0
刘农 (R·Lunnon)提出，为了确定与已知 d
(或已知 v0)相对应 ψ与 Re,必须找出一个中间
参数
)1422(不含6 )(Re 02
3
2 ???? vgd
?
?????
)1522(不含6 )(Re 3
0
2 ??
?? d
v
g
?
?????
用 ψ =f(Re) 曲线画出（对数座标） Re2ψ —Re曲线和
ψ/Re —Re 曲线。
特定条件下颗粒在介质中自由沉降末速公式
1、斯托克斯沉降末速 (Terminal Velocity)计算公式
当 G0 = R 时,
适用范围,Re ≤ 1,应用时，先知 Re范
围好求，但往往事先难以知道雷诺数范围。
2、阿连 v0 计算式
当 R=G 时，即
用 CGS制单位
或
? ?
smgdv
d
vd
/
15
2
6Re4
5
33
2
0
3
2
0
2
?
?
???
?
?
??
?
?
?
???
?
???
?
??
?
scmdv /)(8.25 33 20 ???? ????
3
1
3
2
0.1
0
3
1
3
2
0.1
0
8.25
)()(8.25
?
???
?
?
?
?
???
?
dv
dv
即
3、牛顿 -雷廷智 v0 计算公式
当 R=G 时
采用 CGS制,
或
021
2
1
0 2.54 ???
?
???
?
?
?
???
?
???
?
?
???? dv
021210 2.54 ??? dv
以上各公式在特定的区域内使用，但可写为以下统一
形式，其系数可在表 2-3中查取。
还可用中间参数办法确定 Re 值，定出阻力区，再用公
式计算。
二、矿粒在静止介质中的自由沉降速度
1、计算公式
矿粒的沉降其沉降末速依然取决于矿粒的自身密度和粒
度这两个主要因素，形状的影响有限。
矿粒的密度和体积当量直径与球形颗粒相同时，由于形
状引起的沉降速度差别，归结为阻力系数的不同。
前述计算球形颗粒沉降末速的公式，仍然可以用于计算
矿粒的沉降末速，计算时，将 d 用 dV 代替，将阻力系数用
矿粒的阻力系数 ψk 值。
即矿粒沉降末速 v0k 为,
(2-2-23)
??
?????
k
V
k
gdv
6
)(
0
当球形颗粒与矿粒同一密度,dV =d 时，有
（ 2-67）
则
v0k =Φv0 (2-68)
式中 Φ—— 矿粒沉降速度形状修正系数，形状系数。
形状系数与球形系数，相近，见表 2-2-2。可以形状系
数替球形系数。
矿粒筛分粒度与体积当量直径可换算，见表 2-2-3。
?????
k
k
v
v
0
0
不规则矿粒的沉降末速,
zyx
vok
zy
x
vok
kdv
kdv
?
???
??
?
?
??
?
?
??
?
?
??
?
? ?
??
?
?
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或
zyx
vok
zy
x
vok
kdv
kdv
?
??
??
?
?
??
?
?
??
?
?
??
?
? ?
?
??
?
?
?
??
?
或
用球形系数 χ代替形状系数 Φ
4 自由沉降的等沉现象与等沉比
一、等沉现象、等沉粒和等沉比
由于颗粒的沉降末速同时与颗粒的密度、粒度和形状有
关，因而在同一介质内，密度、粒度、形状不同的颗粒在
特定条件下可以有相同的沉降速度。这样的现象称为,等
沉现象,。
有相同沉降速度的颗粒称 等沉粒,其中密度小与密度大
的颗粒粒度之比称 等沉比 。
两等沉粒，其密度和粒度分别以 dV1, ?1 及 dV2, ?2 表
示，设 ?2 > ?1, v01 =v02,因此有,dV1 >dV2
等沉比 e0,
e0 = dV1/dV2 >1
dV1/dV2 < e0 时,v02 > v01,密度大颗粒沉降快在下面；
dV1/dV2 = e0 时,v02 = v01,两种颗粒沉降时不分上下；
dV1/dV2 > e0 时,v02 < v01,密度低而粒度大颗粒沉降快。
要使性质不同的物料能按密度差异分离，必须使密度不
同的颗粒的粒度比小于等沉比。即粒度需控制在一定范围
内，范围越窄,dV1/dV2 越小，越小于 e0 。
等沉比对一定性质的两种颗粒是一定的。
二、等沉比的计算
（一）用通式求等沉比
对两不同密度颗粒,
??
?????
1
1
10 6
)(
k
V
k
gdv
??
?????
2
2
20 6
)(
k
V
k
gdv
两末速相等时，有
??
???
??
???
2
2
1
1
6
)(
6
)(
k
V
k
V gdgd ???
)(
)(
12
21
2
1
0 ???
???
?
???
k
k
V
V
d
de
(1)斯托克斯
区域,对不规
则矿粒
应用三个区域的计算公式
2
1
1
2
2
1
1
2
2
1
0 ??
?
?
???
?
?
?
???
?
???
???
??
??
?
?
V
V
d
de
(2)阿连区域
???
?
???
?
?
?
???
?
???
???
??
??
?
?
1
2
1
2
2
1
0
V
V
d
de
(3)牛顿区域
???
?
???
?
?
?
???
?
???
???
??
??
?
?
1
2
2
1
2
2
1
0
V
V
d
de
(4)统一形式
nm
V
V
d
de
???
?
???
?
?
?
???
?
???
???
??
??
?
?
1
2
1
2
2
1
0
式中指数 m,n 与 Re 数有关。
三、影响等沉比的因素
从计算 e0的公式可知，任何两种矿粒若是等沉
粒，它们的等沉比不是一成不变的，因为除了矿
粒的密度因素之外,e0的大小还与其它一些因素
有关。
(一 )介质密度 ?的影响
等沉比与介质密度 ?有关，是随介质密度的增加
而增大。
例如，密度为 1400kg/m3的煤粒与密度为
2200kg/m3的矸石，在空气中其等沉比 e0=1·58,而
在水中,则等沉比 e0 = 2.75 。说明在高密度介质
中，矿粒的密度差对被选物料的影响，比在低密
度介质中更加明显。
分选介质密度的增大，允许被选物料的粒度差别也相
应加大，若被选物料的粒级不变情况下，那么在分选过程
中不同性质颗粒密度差的影响更居主导作用，必然其分选
效果更好。如水为分选介质比以空气为分选介质的选分效
果好，实践也证明了这一点。
(二 )等沉速度 uo的影响
等沉比与矿粒沉降时的阻力系数有关。而阻力系数又是
矿粒沉降速度及其形状的函数。因此，两等沉粒的粒度比
值不是常数，而是随其沉降速度和形状的改变而变化。当
形状一定时，从式 看出，其指数 m和 n，是随着 v0和 Re增
大而变大的，所以等沉比也随之增大。
例如，有个两等沉粒，一是石英,?1=2650kg/m3，另一
是方铅矿,?2 =7500kg/m3，当等沉速度 v0=l2cm/s，则等
沉比 e0 =2.42，若等沉速度巧 =60cm/s时，则 e0=3·42。这意
味着两种矿粒若形状相近而密度一定时，等沉速度快是因
矿粒粒度大。而 粗粒物料的等沉比 e0要比细粒物料的等沉
比大。
两种密度不同的颗粒，密度差别对它们运动状态的影响，
是粗粒级物料比细粒级物料更加明显。 粗粒度物料比细粒
度选分效果好的原因。
(三 )颗粒形状的影响
两等沉粒形状差别大，等沉比大。
第八节 颗粒的干扰沉降规律
一、干扰沉降的特点及常见类型
1、干扰沉降的特点
干扰沉降 ——粒群在有限的介质范围沉降。 除自由沉降要
考虑的各因素外，还有粒群及壁面的影响。这些附加影响
主要是,
（ 1） 颗粒沉降时与介质相对速度增大； 因为粒群中任一
颗粒沉降的同时，其周围颗粒也在沉降，这就势必将下部
的介质挤到上面来，从而引起一股附加的上升水流。那么
对任一沉降颗粒而言，使它与介质间的相对速度增大，导
致介质阻力增加，相比自由沉降颗粒运动速度变小；
（ 2）粒级过宽时颗粒沉降浮力大； 如颗粒群的粒度级别
过宽时，对于其中粒度大的颗粒，其周围粒群与介质构成
了重悬浮液，从而使颗粒的沉降环境变成了液固两相流介
质，其密度大于水的密度。因此，颗粒所受的浮力作用比
水为大，这也导致了颗粒沉降速度的减小原因之一；
（ 3）机械阻力的产生； 处于运动中的粒群，颗粒之间、
颗粒与器壁之间，必然产生碰撞与摩擦，致使每个沉降颗
粒除受介质阻力外，还受机械阻力，因而，速度也减弱。
（ 4）介质的粘滞性增大。 由于粒群中任一颗粒的沉降，
都使周围流体运动。基于固体颗粒的大量存在，且又不像
液体那样易于移位，结果介质的流动受到更大的阻力，相
当于使流体粘滞性增高，于是在沉降过程中的颗粒受到更
大的介质阻力。
显然，由于颗粒粒群存在，将使颗粒沉降的阻力增大，
所以 干扰沉降速度小于自由沉降速度。
2、容积浓度及松散度
固体容积浓度,介质 中固体颗粒的体积含量,单位体
积悬浮液内固体颗粒占有的体积 。
? = Vg / V *100%
式中 Vg —— 悬浮液内固体颗粒所占体积；
V —— 悬浮液中固体与液体所占体积之总和。
松散度 ? —— 单位体积悬浮液内液体所占的体积。
? = 1 - ?
? 大，或 ?小，干扰显著，阻力大，沉速小。
3、干扰沉降的类型
（ 1） 颗粒在密度、粒度均匀的粒群中沉降；
（ 2）颗粒在粒度相同而密度不同的粒群中沉降；
（ 3）颗粒在粒度、密度、形状均不同的粒群中沉降；
（ 4）粗颗粒在微细分散的悬浮液中沉降。
干扰沉降沉降过程十分复杂，因素多，有偶然性，一般
借助实验手段，才能使问题得以解决。
二、均匀粒群的干扰沉降
许多研究者做过工作，提出过许多观点，建立了各种计
算公式。但研究者所用的试验模拟的条件与实际的干扰沉
降过程相差很大，难以反映实际过程。
Munroe, Francis 等视干扰沉降为单颗粒在窄管中的沉
降。与实际不符。
Richards, A.M.Gaudin 认为粒群改变了介质的性质。如
密度、粘性等，误差较大。
利亚申柯在广泛的基础上研究了干扰沉降的问题。
里亚申何所用的试验装置，如图 2-16所示。其装置采用
直径为 30—50mm垂直置放的干扰沉降玻璃管，在靠近下
部有用以支承粒群的筛网，玻璃管旁侧与一个或沿纵高配
置的数个测压管相连。干扰沉降管的底端与使介质流能稳
定上升的涡流管连通，介质流经给水管沿切线方向给入涡
流管，使水在旋转中上升，造成管内介质均匀分布。沉降
管上端的溢流糟，用以收集介质和粒群之用。当试验完毕
后，拔出涡流管下部的橡胶塞，可将干扰沉降管中的介质
全部放出。
为便于实验观测，利亚申柯
首先研究粒度和密度均一的粒
群在上升介质流中的悬浮情况。
当粒群在一定上升流中处于悬
浮管某一位置时，按相对性原
理，此时上升介质流速可视为
粒群中任一颗粒的干扰沉降速
度。
李亚申柯将一组粒度和密度均一的粒群置于上
升介质流中悬浮。当粒群从总体上看位于空间某
固定位置时，按照相对性概念，此时介质在净断
面上的上升流速可以视为粒群中任一颗粒的干扰
沉降速度。
由测压管内的液面上升高度可以读出连接点处
介质内部的静压强。
试验过程：将试验用物料预先投放到筛网上，
由下部给入清水后，粒群就在管内上升悬浮。对
应于一定的给水量，粒群的悬浮高度也是一定的。
测量上部溢溜槽流出的水量 Q，根据悬浮管的断
面积 A，可以算出水流在管内净断面的流速 Ua,
Ua=Q/A
根据李亚申柯试验可以得到一下结论,
1）当介质流速 ua为零时，粒群在筛网上保持自
然堆积状态。
ua 达一定值,悬浮, 与 v0 有关,
2) 在 ua 不变时,一定量 ∑G的粒群 H 一定 ;
∑G/H = Const,
此时,松散度亦为常数,
3) 增大 ua,H随之升高，松散度 θ也相应增大,反
之亦变,
Vg 不是定值,是 λ函数,
二、颗粒的干扰沉降速度公式
干扰沉降时每个颗粒受到的各种阻力之和为
当所受重力与阻力相等时,干扰沉降 vg
?? 22 Vggg dvR ?
??
???
g
V
g
gdv
6
)( ??
根据上升水速，利用式可以计算相应的干扰沉降阻力
系数，在同样条件下，测定沉降管中悬浮体在不同水
速条件下的悬浮高度，利用下式可以计算出相应的容
积浓度 λ。
将容积浓度 λ与其相对应的阻力系数 ψg 值
的变化关系绘制在对数坐标纸上，可以发
现 lgψg 与 lg（ 1-λ）间具有直线关系,
式中,k是直线斜率，与物料性质有关。
ψ是自由沉降的阻力系数,lgψ是直线截距。
当 λ=0时，为自由沉降，此时,ψg=ψ
式中,n—— 与矿粒性质有关的实验指数，
n>2
n 的求法，有二种方法，一种为以 lg(1-λ)为横轴,
以 lgua 或 lgvg 为纵轴, 求 n,另一种,最大沉淀度法,
3 干扰沉降的等沉比
将两种矿物的宽级别粒群视为由多个窄级别组
成。将这个混合粒群置于上升介质流中悬浮，可
以发现悬浮柱的松散度也是自下而上地增大，颗
粒粒度也是自下而上地减小。降低介质流速，在
保持床层松散的条件下，可以在下层获得纯净的
重矿物颗粒，在上部出纯净的轻矿物细颗粒，而
在中间段相当高的范围内是混杂层，这种现象是
由于重矿物颗粒对某一粒级的轻矿物发生了分层，
而对另一种稍粗的轻矿物颗粒又未能分层。改变
上升介质流速，这种情况不变，但同一层间的轻
矿物和重矿物的粒度比值会发生变化。
我们将各层中处于混杂状态的轻、重矿物颗粒
视为等沉颗粒，这些等沉的轻矿物颗粒与重矿物
颗粒的粒度比 —— 干涉沉降等沉比 eg。
eg =dV1/dv2
因等沉,
v01(1-λ01)n1 = v02(1-λ02)n2
若 n1 =n2= n
利用前面公式得,
)4622(
1
1
1
2
1
2
1
2
1
2
1 ??
??
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?
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?
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nxyx
V
V
g d
de
?
?
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?
由 (2-2-32)得出,
)4722(
1
1
1
2
0 ????
?
?
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?
??
n
g ee ?
?
)4722(
1
2
0 aee
n
g ????
?
?
???
??
?
?或,
涡流区, n=2.39 摩擦阻力区, n=4.78
颗粒混杂时,同样大的颗粒间隙,粒度小,容积浓度大,松散
大,粒度大者,容积浓度小,故 (1-λ02) > (1-λ02)
eg > e0
干扰沉降等沉比总大于自由沉降等沉比,可随容积浓度的
减小而降低,
2.3 粒群按密度分层理论
2.3.1 按颗粒自由沉降速度差分层学说
d1 d2 d3 d1
v01
v02
v03
X=d1/2
v0
煤
石英
方铅矿
第 3章 水 力 分 级
3·1 概述
1 水力分级
水力分级是根据矿粒在运动介质中沉降速度
的不同，将粒度级别较宽的矿粒群，分成若干窄
粒度级别产物的过程。
2 水力分级与筛分比较
水力分级和筛分的性质相同。
筛分比较严格地按几何尺寸分开，筛分产物具
有严格的粒度界限。
水力分级则是按沉降速度差分开。矿粒的形状、
密度以及沉降条件对按粒度分级均有影响，因而
分级不是严格按粒级进行的，具有较宽的粒度范
围。它们的主要区别见表 2-3-1。
类别 工作原理 产物特性 工作效率 应用范围
筛分 严格按粒
度分级
同级产物中
粒度大小比
较均匀，平
均直径相同
对细粒物
料筛分效
率较低
大于 2一
3mm的物
料
分级 按沉降速
度分级，
密度对按
粒度分级
有影响
同级产物中
主要是等降
颗粒。大密
度矿粒平均
直径比小密
度矿粒平均
直径小
处理细粒
物料效率
比筛分法
高
一般用于
不小于 2-3
mm 的物
料
3 分级的界线粒度
1）分级产物的粒度
分级产物的粒度以该产物的粒度范围（如 0.25-
0.5mm)表示，或分级产物的粒度 (如大于或小于
0·074mm)在该产物中的含量表示。
它仅说明分级产物的粒度范围，而不能表示出
两种分级产品的分界粒度。
2）分级的分界粒度
a) 分级粒度
分级粒度是指按沉降速度计算的分开两种产物
的临界颗粒的粒度,
b) 分离粒度
分离粒度指实际进人沉砂和溢流中分配率各占
50%的极窄粒级的平均粒度。
大于分离粒度的颗粒大多进入沉砂中，小于分
离粒度的颗粒大多进入溢流中。
4 水力分级介质流形式及判断式
垂直运动。
v = v0 - ua (2-3-1)
式中 v。 — 矿粒在静止介质中的沉降末速 ;
ua —上升介质流速。
接近水平、或回转
5 分级过程
分级过程的示意图见图 2-3-1(a)，沉降末速
大于上升介质流速的矿粒下沉到分级设备的底部，
作为沉砂或底流排出 ;沉降末速小于上升介质流速
的细粒级产物从上端溢出，成为溢流。如果要得
到多个粒级产物，则可将溢流 (或沉砂 )在依次减
小 (或增大 )的上升水流中继续进行分级。
在接近水平流中进行分级时，最粗的颗粒较早
地沉降下来，中等及细粒级的颗粒依次沉降下来，
故在各分级室可得到不同粒度的沉砂，如图 2-3-
1(b)所示。最细粒级由分级室末端溢出。
在回转流中，颗粒根据径向速度差分离。介质
的向心运动速度是决定分级粒度的基本因素。
6 水力分级在选矿中的应用
1）与磨矿作业构成闭路作业，及时分出合格粒
度产物，以减少过磨。
2）在某些重选作业 (如摇床选、溜槽选等 )之前，
作为准备作业，对原料进行分级，分级后的产物，
分别给人不同设备或在不同操作条件下进行分选。
3）对原矿或选后产物进行脱泥或脱水。
4）在实验室内，测定微细物料的粒度组成。
3.2 水力分析
水力分析 (简称水析 )是借测定颗粒的沉降速度
间接测量颗粒粒度组成的方法。
范围：常用于小于 0·lmm物料的粒度组成测定。
常用水析法有三种,重力沉降法、上升水流法和
离心沉降法。
测定条件：自由沉降，悬浮液的固体容积浓度
小于 3%。
计算公式：斯托克斯沉降速度公式
式中 h——沉降距离,mi
t——沉降时间,s;
其他符号意义同前。
为了防止水析过程中固体颗粒团聚，通常加入
水玻璃等分散剂，浓度,0.01%~0.02%。
3
1
2
2
0
)(
Re18
18
)(Re
?
?
?
?
?
?
?
??
?
???
???
?
?
??
?
?
g
d
gd
dt
h
v
3.2 沉降水析法
原理：逐步缩短沉降时间，由细至粗将各粒级
物料淘析出来。
实验装置,
步骤,
1） 算出粒度为 d 的矿粒在水中沉降 h 所用时
间 t ；
2）将矿浆倒入杯中，（矿浆液固比 6:1 ），加
清水至零刻度，搅拌。（容积浓度 < 3% ）。
3）静置，沉降，经 t 时段，用虹吸管将 h 上部
的矿浆全部吸出；（小于分级粒度）
4）杯中补加清水，重复上述步骤，直至吸出液
体中不含小于分级粒度的矿粒为止；
5）烘干，称重，化验。
对多粒级类似，多做几步。
此法简单、可靠，但费时、费工。用于校核。
3.2.2 上升水流法
1、原理：利用相同的上升水量，在不同直径
的分级管中，产生不同的上升水速，粒度不同的
矿粒按其不同沉降速度，分成若干粒级。
2、装置：如图 2-3-3所示为一组四管水析器，
该水析器除主要工作部件分级管外，还有给水装
置、水玻璃添加装置、给矿装置和溢流接收装置
等 。
3、分级管的直径由给水量和分级粒度确定。
如分级管断面积为 A，给水量为 Q，分级管的
内径为 D，则存在如下关系,
0
2
4 v
QDA ?? ?
在每个分级管中，沉降速度 uo大于管内上升水
流速度 ua的颗粒便沉降下来，小于 u0的颗粒便进
入下一个分级管内依次进行分级。在每个分级管
内保持悬浮的颗粒即是该次分级的临界粒度。
每次水析的试料约为 50g，装入带搅拌器的玻
璃杯内，给矿前备分级管及连续管内均充满水，
打开管夹使矿浆流人各分级管内。在一般情况下
给料时间约 1·5h,2h后停止搅拌，大约 6h后停止
给水 (以溢流水是否清澈为准 )。然后用夹子夹住
各分级管下端的软胶管，按粗细顺序将各粒级产
物清洗排出，进行澄清、过滤、烘干、称重、化
验等一系列处理。
这种连续水析器一次可获得多级产品，操作
简便，只要保持工作正常 (及时放出管内气泡且不
使矿粒堵塞胶管 )，所得结果就较为准确，但水析
时间较长。
3.2.3 离心沉降法
原理：使分级过程在离心力场中进行。旋流水
析器内颗粒的径向沉降速度依然可按斯托克斯公
式求出，仅需用离心加速度取代重力加速度。
离心沉降法所用装置：串联旋流分级器，也称
旋流水析器，其基本原理是其结构如图 2-3-4所示。
它是由五个倒置 (底流口垂直向上，水力旋流器互
相串联并平行排列所组成的。
实验过程：每个旋流器的沉砂口都与装有排料
阀的接料槽相通，试验时排料阀是关闭的。水经
水泵从水槽抽出，控制转子流量计保持一定流量，
通过流量控制阀给人第 1号旋流器，因沉砂口排料
阀关闭，底流存留在锥体底部，而溢流则进入第 2
号旋流器。以此类推，由第 l到第 5号旋流器溢流
口和进料口直径依次逐渐减小，旋流器分级粒度
也相应逐渐减小。因此，物料分级完成后，第一
个旋流器底流产品粒级最粗，最细粒级产物则是
最后一个旋流器的溢流。
试样小于 75μm，每次用量以小于 100g为宜，从
试料容器中给入，约经 30min，分级过程完毕，取
出各旋流器内的底流经过滤、烘干、称重和化验。
可见旋流水析仪比连续水析器分级速度快。
3.3 水力分级设备
水力分级设备都是利用矿粒在水介质中沉降速
度的不同，在重力场或离心力场中完成分级过程
的。
在选煤厂中水力分级主要用在煤泥水的处理过
程，包括沉淀、浓缩、脱水，属于选煤工艺过程
中的辅助作业。
在金属选矿厂中，水力分级是用于对人选原料
进行分级，以获得几个窄级别物料，分别给入重
选设备中进行分级选矿，或用于重选厂原矿准备。
本节介绍机械分级机和水力旋流器，一般水力
分级设备在固液分离技术（煤泥水处理）中介绍。
3·3·1 机械分级机
机械分级机：具有提升运输沉砂机构的分级
机。
原理：借颗粒在水介质中的沉降速度差进行的。
应用：与磨矿机配合工作进行预先分级和检查
分级，还可以用于含泥矿石的洗矿以及进行脱泥、
脱水。
分类：螺旋分级机、耙式分级机和浮槽分级机
等。
螺旋分级机是利用转动的螺旋连续排出沉砂。构
造简单、操作方便,
根据螺旋数目的不同，可分为单螺旋分级机和
双螺旋分级机。
根据分级机溢流堰的高低，又可分为高堰式、
低堰式、沉没式三种。
l.螺旋分级机的构造及工作过程
倾角, 分级槽倾角一般为 120 -18.50;
形状, 槽的底部为半圆形 ;
给矿, 矿浆从槽的中间部位进料口 7给入,在分级槽
下端的分级带完成分级。
排料, 细粒级经溢流堰 8随溢流排出口 9排走。粗
粒级沉降后，由螺旋 1将其运至沉砂排出口 10。
传动, 螺旋安装在中空主轴 3上，上端设有传动装
置 5，轴的下端置于提升机构之内，必要时可调节
螺旋在槽内的高度。
连续不断给入矿浆，则溢流与沉砂也就连续
分别排出。
若分级机与磨矿机构成闭路，则分级机的沉砂
经溜槽进人磨矿机再磨，送回磨矿机的沉砂称
“返砂”。
2,影响螺旋分级机工艺效果的因素,
分级机的工作质量,1) 沉砂中小于分级粒度的细粒级
含量 ; 2) 溢流中大于分级粒度的粗粒级含量 ; 3) 沉砂水分
的高低,
分级机的生产能力,1) 按溢流中固体含量计算的生产
量 ; 2)按沉砂中固体含量计算的生产量。
影响分级机工艺效果的主要因素,
1）矿石性质
密度, 矿石密度越大生产能力也越高 (几乎正比 ) 。
粒度组成和含泥量, 反映在矿浆的粘度上，粘度增大，
矿粒沉降速度减少，处理能力和分级的精确性均降低，因
此，当矿泥含量较高时，常采用降低分级浓度，但这又导
致处理量的降低。
适量矿泥，增加矿浆的粘性，可抑制螺旋搅动时引起
矿浆紊动的发展。
2）分级机结构
分级面积 ——影响分级机处理能力并决定分
级粒度。
分级过程是发生在靠近表面层的水平矿浆流中,
一方面以自身的沉降速度 V向下沉降，同时又被
水平介质流带动，以接近矿浆水平流速 u 的速度
向溢流端行进。
运动方向是两个速度的矢量和。
粗颗粒运行到分级槽终端被溢流堰挡住，在槽
内成沉砂，细颗粒运行到分级槽终端时，依然位
于溢流堰上面，随水平流从溢流口排出机外。
分级机面积分级过程的影响,
按图 2-3-6所示，分级液面长为 l,分级槽
宽若为 B，分级槽下端高度若为 H,倾角为 α,
则分级机面积为 A,即
A = B l = BHsin α
增大分级面积方法,
增大分级槽的宽度、提高溢流堰的高度
或减小槽体的倾角。
分级机面积增大，按溢流的体积处理能
力便增大，分级精度便更细。
螺旋的转速,影响液面的搅动程度和运输返
砂的能力，转速与螺旋直径成反比。
粗粒分级可有较大的搅动程度而不致影响颗
粒的沉降。
细颗粒分级则应避免强烈搅动，其螺旋运转
速度达到足以将返砂沿外槽运出即可。
3）给矿浓度
影响分级粒度，处理能力。
增大矿浆浓度，沉降的干涉程度变大，颗粒
的沉降速度将变小。使溢流的粒度变粗。
对一定的矿石应用其最适宜的临界矿浆浓度,
此浓度下，保持固体生产率一定，则可得到最细
的分级粒度 ;
保持一定的分级粒度，则可得到最大的生产
率。
溢流浓度一般每隔 20~3Omin测定一次，以
确保对分级粒度的控制。
3·3·2 水力旋流器
1 概述
在重力场中，由于重力加速度 g 为定值，使微
细颗粒的沉降速度受到限制，设备的处理能力和
分选效果亦难以提高。
为了强化分级和选分作业，利用回转流产生的
惯性离心力大大提高了颗粒的运动速度。
实现矿浆作回转运动的方法,
1）矿浆在压力作用下沿切线给人圆形分选容
器中,例如各种型式的旋流器 ;
2）借回转的圆鼓带动矿浆作圆周运动，例如
各种卧式离心选矿机和卧式离心脱水机属于这种。
离心加速度 a
a = ω2 r = ut2 / r
式中 r 一一圆形分选器的半径,m;
ω一一回转运动的角速度,rad/s;
ut一一回转运动的切向速度,m/s。
离心力强度为
i = a /g = ω2 r /g
重力选矿中所用离心力有的可比重力大数十
倍以上，因此大大强化了分选过程。
分级的设备，并也用于浓缩、脱泥 (也可以脱
砂 )、以至于分选。它的构造简单，便于制造，处
理量大，且工艺效果良好，因而在问世后迅速得
以推广应用。
旋流器的结构,
空心圆柱体和圆锥体连接而成。
圆柱体的直径代表旋流器的规格, 溢流管，沿切
线方向给矿管，沉砂 (或称底流 )口。
2,水力旋流器分级原理
矿浆在一定压力下通过切向进料口给人旋流器，
于是在旋流器内形成一个回转流。在旋流器中心
处矿浆回转速度达到最大，因而产生的离心力亦
最大。矿浆向周围扩展运动的结果，在中心轴周
围形成了一个低压带。此时通过沉砂口吸入空气，
而在中心轴处形成一个低压空气柱。
作用于旋流器内矿粒上的离心力与矿粒的质
量成正比，因而在矿粒密度接近时便可按粒度大
小分级。
矿浆在旋流器内既有切向回转运动，又有向内
的径向运动，而靠近中心的矿浆又沿轴向向上 (溢
流管 )运动，外围矿浆则主要向下 (沉砂口 )运动。
所以它属于三维空间运动。
零速包络面 ——在轴向，矿浆存在一个方向转
变的零速点，连接各点在空间构成的一近似锥形
的面 (见图 2-3-8)。
细小颗粒离心沉降速度小，被向心的液流推动
进入零速包络面由溢流管排出成为溢流产物 ;
而较粗颗粒则借较大离心力作用，保留在零速
包络面外，最后由沉砂口排出，成为沉砂产物。
零速包络面的位置大致决定了分级粒度。
3 水力旋流器的工艺计算
（ 1） 旋流器的处理能力 Q （ L/min）
（ 2）旋流器的分离粒度
4 影响水力旋流器的因素
影响水力旋流器工作的因素包括结构参数、操
作条件和矿石性质等。旋流器的直径 D、给矿口
直径 dG 和溢流口直径 dy，是影响处理量 Q和分级
粒度 df 的主要结构参数。
gpddKQ yG1?
)(
75.0 2
??
??
? ?? Qh
dd
x
G
F
矿浆体积处理量与旋流器直径的关系为,
Q ∝ D2
分级粒度与旋流器直径的关系,
dF ∝ √D
因此，进行粗分级时常选用较大直径旋流器 ;
在细分级时则用小直径旋流器。处理能力不够
时，可以将多台并联使用。
（ 1） 给矿管直径 dG 对旋流器工作的影响
给矿口的大小对处理能力、分离粒度以及分级
效率均有一定影响。其直径常与旋流器直径呈一
定比例，大多 dG=(0·08~0·25)D。给矿口的横断面
形状以矩形为好。而纵断面常为图 2-3-9(a)所示的
切线形。
由于这种进料方式易使矿浆在进入旋流器时与
器壁冲击产生局部旋涡影响分级效率。因此出现
了如图 2-3-9(b)的渐开线形及其他型式的给矿管。
(2) 溢流管直径 dY 对旋流器工作的影响
溢流管大小应与旋流器直径呈一定比例，一般
为 dY = (0·2~0·4)D。增大溢流管直径，溢流量增
加，溢流粒度变粗，沉砂中细粒级减少，沉砂浓
度增加。
(3)沉砂口直径 dY 对旋流器工作的影响
沉砂口直径常与溢流口直径比值称为角锥比。
试验得出，角锥比值以 3一 4为宜，它是改变分级
粒度的有效手段。
沉砂口常因磨损而增大排出口面积，使沉砂
产量增加，沉砂浓度降低。
如果沉砂口过小，粗颗粒在锥顶越积越多，
会引起沉砂口堵塞。
沉砂口大小的变化对旋流器处理能力影响不大。
(4)锥角对旋流器工作的影响
细分级或脱水用较小的锥角，最小达 100~150 ;
粗分级或浓缩用用大锥角，达 200一 450。
旋流器圆柱体高度 h 一般取 h (0.6~1.0)D。
溢流管插入深度 hy,(0·7~0·8)h，过长或过短均
将引起溢流跑粗。
(5)给矿压力 p对旋流器工作的影响
提高给矿压力，矿浆流速增大，可以提高分级
效率和沉砂浓度 ;
处理粗粒物料时，应尽可能采用低压力
(0·05~0.lMPa);只有在处理细粒及泥质物料时，才
采用较高压力 (0·1~0·3MPa) 。
旋流器的给矿主要有两种方式,
a 稳压箱给矿
b 砂泵直接给矿
(6)给矿性质对旋流器工作的影响
给矿浓度高，分级粒度变粗，分级效率亦将
降低。当分级粒度为 0·074mm时，给矿浓度以
10%一 20%为宜 ;分级粒度为 0·019mm 时，给矿浓
度应取 5%~10%。
用于分级的旋流器最佳工作状态应是沉砂呈
伞状喷出，伞的中心有不大的空气吸入口。
第 5章 跳汰选矿
5.1 概述
1 什么是跳汰选矿
跳汰选矿 —— 矿物颗粒混合物在垂直脉动介质流
作用下，按密度差异进行分层和分离心过程，称
跳汰。
水力、风力跳汰
床层 ——物料给入跳汰机筛板上，形成的一定厚
度的物料层。
2 物料的分层过程
在脉动水流的作用下，物料得以按密度分层。
在水流的上升期间，床层被抬起松散开，重矿
物趋向底层转移，及至水流转而向下运动时，床
层的松散度减少，开始是粗颗粒的运动变困难，
以后床层愈来愈紧密，只有细小的矿物颗 粒可以
穿过间隙向下运动，称钻隙运动。下降水流停止，
分层亦暂停止。直到第二周期开始，又继续进行
这样的分层运动，如此循环。
最后密度大的矿粒集中到了底层，密度小的矿
粒进入到上层，完成了按密度分层，密度小的矿
粒进入到上层，完成了按密度分层，这一过程如
图示，用特殊的排料装置分别接出后，即可得到
不同密度的矿物。图 2-5-1一周期松散与分层过程。
分层的内因：矿粒自身的性质；
分层的外因：交变水流。
3,跳汰机内水流
水平流：对矿粒分层有一定影响，但主要起润、
运输物料作用。
垂直脉动水：决定跳汰分层。
跳汰周期 ——脉动水每完成一次周期性变化所用
时间。 T
跳汰周期特性曲线 ——一周期内，水速随时间变
化关系曲线。
周期特性基本形式,
1）只有间断上升流；旋转阀门。
2）只有间断下降流；动筛。
3）交流水流：活塞、隔膜、压缩空气。
二、跳汰选矿发展各简况
手动动筛 活塞式跳汰机 鲍姆跳汰机
跳汰理论发展
三 跳汰在重力选矿中的地位
跳汰选矿具有工艺系统简单、操作维修方便，
处理量大和投资少且有足够分选精度等优点。因
而在煤的可选性适宜时，被优先采用。
煤炭分选，跳汰选煤的比重很大，全世界有 50%
的洗选煤炭是跳汰选，我国和德国占 60%左右，
远超过其它选煤方法。
跳汰选粒度级别宽，分级、不分级。
跳汰机适应性强，除极难选煤外，均可采用跳汰
法。
5.2 跳汰选矿原理
1 位能分层观点
这一观点是迈耶尔（ Mayer,1947）提出的，它
是从群粒角度分析跳汰分层过程机理的各学说中
具有代表性的学说。
从自然界中各种物理的和化学的变化过程中，
热力学第二定律认为,
任何体系都倾向于自由能降低。也就是说，
一种过程如果在变化前到变化后，伴随着能量降
低，那么这个过程必将自发地进行。
迈耶尔,将床层视为一个整体，提出床层
分层前所具有的位能，高于分层后所具有的位能。
因此，只要给床层创造一个适当的松散条件，重
物料就必然自发地进入床层的下层。
分层是通过性质不同颗粒在床层中重新分布
而达到床层内部位能降低的过程。而床层位能降
低的速度就是床层的分层速度。
悬浮体进行的分层，下层集中着粗粒和重粒，
上层集中着粗粒和细粒，位能的主要部分都转化
为克服颗粒之间的各种阻力的功。
以图 2-5-2 示来分析跳汰过程的能量传递与转换。
某一系统在一开始是混合均匀的，其重心位于 H/2
处，它的位能 E1为,
E1 = （ h1+h2)(m1+m2 ) / 2
式中
h1,h2── 分别为轻, 重物料的厚度；
m1,m2── 分别是轻, 重物料的重量 。
当经过足够长的跳汰时间后, 假定床层完全
分层, 即重产物全部在下层, 轻产物全部在上层,
此时床层位能降低到
E2 =h2 m2 / 2 + (h2+h1 / 2)m1
分层前后能量的变化为
?E = E1 - E2 =(m2h1 - m1 h2 )/2
=h1h2A(?2?2 - ?1?1)/2
由于在分层过程中, 床层内轻重物料各自的数量
不以生变化, 式中的 hlhh/2及 A为定值, 而当分层
过程是可以发生时, 则 ?E必定为正值 。 因此有
?2?2 > ?1?1
散密度高的处于最底层。粒群的散密度是物
料的密度与粒群在自然堆积状态时和固体容积浓
度的乘积，而容积浓度又是矿粒形状及粒群粒度
组成的函数；
粒度相同而密度不同的两种矿粒，在自然堆
积时，其容积浓度是相同的；
分层结果必然是高密度矿粒位于下层，低密
度矿粒位于上层。若密度相同而粒度不同的两种
矿粒，在自然堆积时，大粒度者的固体容积浓度
高，分层结果必然是粒度大的位于下层，粒度小
的位于上层。
5.2.2 分层过程的动力学学说
从个别颗粒的运动差异中探讨分层原因的学说
提出最早，先后有：按颗粒的自由沉降速度差分
层学说，按颗粒的干涉沉降速度差分层学说，按
颗粒的初加速度差分层学说及按干涉沉降一吸吸
作用分层学说等。
以上均不够全面。
维诺格拉道夫 (1952年 )以数学形式，将各项
因素加以概括列出力学微分方程式，算是总其大
成。
在垂直交变流中，床层中的颗粒所受到的作用
力有,颗粒在介质中的重力、介质阻力、介质被带
动作加速运动的附加惯性阻力、介质本身作加速
运动的附加推力及床层中其他颗粒对运动颗粒的
摩擦碰撞 机械阻力等。
l、床层中的矿粒在垂直交变流中的受力分析
假定取作用在颗粒上的力，其作用方向以向
下为正、向上为负。
1) 矿粒在介质中重力 G0
2）矿粒与水间相对运动 vc 引起的介质阻力 R1
方向向上，取“－”
3）介质流对矿粒的附加推力 F1
gdG V )(
6
3
0 ??
? ??
?? 221 cV vdR ??
－介质运动加速度uudG V ???? 6
3
0 ??
4) 附加惯性阻力 Rg
j – 附加质量系数,球形颗粒,j = 0.5
Rg 与相对加速度方向相反。介质流中,Rg 为负
5) 机械阻力 Rj
因其复杂，难以数学表示
2 矿粒在垂直交变介质流中运动微分方程式
当不考虑机械阻力时
dt
dvdjR cV
g 6
3?
??
gRFRGdt
dvm ????
110
dt
dvdjudvdgd
dt
dvmd cVV
cV
VV
66)(66
33
22
33 ?
???????? ????? ?
dt
dvju
d
vdg
dt
dv c
V
cV ?
?
?
??
??
?
?? ????? ?22)(
5.2.3 跳汰过程中垂直交变水流的运动特性
一 跳汰机内垂直交变水流的运动特性
以活塞跳汰机为例，讨论水流特性
1 活塞上、下运动的速度
v= ?r sin ?t
当 ?t =0,? 时,vmin = 0 ;
?t =?/2,3?/2时,v max= ?r = 0.15n r,
2 活塞运动的加速度
a = dv/dt = ?2rcos ?t
3 活塞行程
h = ∫0t vdt = r (1 - cos ?t )
4 跳汰室运动参数
考虑跳汰室面积与活塞室面积不同，活塞与壁
间漏水。
速度、加速度及行程分别为,
u= A1/A2 β?r sin ?t
a = A1/A2 βdv/dt = ?2rcos ?t
h = ∫0t vdt = A1/A2 β r (1 - cos ?t )
为松散，筛下补加水。 Ud
如图 7-4所示。
二、水流运动特性对床层松散与分层作用
（一） t 1 阶段,水流加速上升时期 （上升初期）
1、水流特点
水流上升，速度由零到最大，加速度由最大减
为零。
2、床层状态
床层主要处于紧密状态，矿粒的运动分层受到
一定限制。
3、水流对分层的影响
矿粒与介质间的相对速度较大，对按密度分层
不利。
4,水流运动的任务、作用
较快地将床层举起，使其占据一定高度，为床
层进一步的充分松散与分层，创造一个空间条件。
（二） t2 阶段,水流减速上升时期 （上升末期）
1、水流特点
水流上升，速度由最大到零，加速度由零减为
负最大。
2、床层状态
床层逐渐达到最大松散状态。
3、水流对分层的影响
矿粒与介质间的相对速度小，瞬时达零，然后，
再增大。对按密度分层有利。
4,水流运动的任务、作用
使床层尽快扩展松散，并使松散状态持续一段
时间，为按密度分层提供足够的空间和时间。
上升水流宜开始短而速，尔后长而缓。
（三） t3 阶段,水流加速下降时期 （下降初期）
1、水流特点
水流下，速度由零到负最大，加速度亦向下。
2、床层状态
床层逐渐趋于紧密。
高密度粗粒、密度小粒度细矿粒运动
3、水流对分层的影响
矿粒与介质间的相对速度小，对按密度分层有利。
吸啜作用：粒度小的颗粒，在逐渐收缩的床层间
隙中继续向下运动。
（四） t4 阶段,水流减速下降时期 （下降末期）
1、水流特点
水流下降，速度由负最大到零，加速度由零到
最大。
2、床层状态
床层处于紧密状态。
3、水流对分层的影响
分层基本停止。存在吸啜作用
下降期，使床层的松散时间尽可能延长让分层
过程得以充分进行；分层完，下降流尽快停止。
初长而缓，末短而速。
跳汰周期合理与否从三方面,
对床层尽快松散是否有利，对按密度分层作
用的效果如何，对吸啜作用的影响。
3 几个典型跳汰周期的分析
(1)活塞跳汰机的对称跳汰周期特性曲线
水流速度和时间之间具有正弦曲线的关系
为了在上升初期能将床层举到必要的高度，则
要求有较强的上升流速，但同时也造成了同样强
烈的下降水流，致使床层过早紧密，缩短了有效
分选的时间，不但降低跳汰机处理能力，而且因
强烈的吸吸作用，导致许多低密度矿粒混入高密
度产物中 ;由于上升水流作用时间比较长，粒度和
形状对分层的不利影响也加大。
(2)上升水速大、作用时间长的跳汰周期特性
曲线
如图 2-5-6(a)所示的跳汰周期特性曲线。
该跳汰周期的不对称程度，取决于给人的筛
下水量。在此跳汰周期中，因获得较强的上升水
流，对床层的松散有利，使跳汰机处理能力得以
提高。但因上升水流作用时间较长，故不适于分
选宽粒级和不分级的物料。
在分选粗粒金属矿石时常采用此种跳汰 周期。
该跳汰周期也可用来分选经过初步分级的煤炭
(0·5一 13mm粒级 )。
(3)上升水速大于下降水速但作用时间相等的跳
汰周期
在正弦跳汰周期水流下降阶段，间断地给人筛
下补加水，可 得到如图 2-5-6(b)所示的水流运动
特性曲线。
这种跳汰周期的上升水流，相比图 2-5-6(a)的
上升水流，作用力减弱了 ;其下降水流在降低流速
的同时，相对图 (a)延长了作用时间，吸啜作用略
有增强。因此，在处理宽粒级的细粒物料时，比
上述两种跳汰周期要好。
如我国钨、锡矿选矿厂处理细粒级物料的跳
汰机曾使用过这种跳汰周期。
(4)上升水速大但作用时间短的不对称跳汰周期
如图 2-5-6(c)所示的不对称跳汰周期。
在进气期间，水流被压缩空气推动，急速上升。
接着供气中断，有一短暂休止期，此时水流因惯
性只作较弱的运动。当压缩空气排出时，水流借
自重下降，于是获得一个速度缓而作用时间长的
下降水流。
过去国内外用它处理脱泥后的宽粒级或不分
级煤炭 ;国外也有少数选矿厂用它分选铁、锰及某
些氧化铅锌矿石。
这种上升水流短而速、下降水流长而缓的跳
汰周期，处理宽粒级或不分级物料，无论是从松
散、分层、还是吸啜作用，都是不适宜的。
(5)上升水速较缓但作用时间较长的不对称跳
汰周期
上升水速缓慢，致使床层松散进程较慢，然而
床层一旦松散，随着上升水流逐渐减弱，收缩过
程也缓慢，这不但使分层作用时间延长，而且在
此期间，矿粒与水流之间的相对运动速度也较小，
矿粒粒度和形状对按密度分层的影响很弱，故对
分层有利。
由于松散进程慢，床层不宜过厚，跳汰机处
理能力偏低 (每平方米处理 6~10t)。其下降水流速
度快、作用时间短。从下降初期来看，尽管不利
于按密度分层，但因上升末期流速慢、时间长，
不少粗粒重物料已落回筛板，故在此阶段参与分
层活动更多的是中、细粒级颗粒，而下降初期又
是吸掇作用的主要阶段，故从整体来看对分选宽
粒级或不分级物料有利 ;水流下降末期短而速，正
是分选的有利条件。
这种跳汰周期 (见图 2-5-6(d))特性，适合处理不
分级煤。
实践证明,跳汰周期曲线形式是获得良好分选
效果的重要因素之一。合理的跳汰周期曲线应与
被选物料性质相适应，使床层呈适宜的松散状态，
颗粒主要借重力加速度差相对运动，这是选择跳
汰周期曲线的基本原则。
5.3 跳汰机
跳汰机的类型及应用
风力、水力
水力：活塞、隔膜、空气脉动、水力脉动、动筛
5.3.1 选煤用跳汰机
（一）筛侧空气室跳汰机（鲍姆式跳汰机）
不分级煤用跳汰机、块煤跳汰机、末煤跳汰机
1、基本结构
如图 2-5-7所示。
跳汰机由机体、风阀、筛板、排料装置和排矸
道组成。
机体有跳汰室和空气室。
风阀将压缩空气给入空气室使跳汰室内产生脉
动水流。
补充水有筛下水、水平水流。
原料由机头给入。
产品（矸石、中煤）经各段的排料装置排到各
自的排料道，与透筛的重产物经脱水斗提机排出，
精煤由溢流口排出。
2、主要零部件
1）跳汰机机体
a, 跳汰机的段数和隔室
跳汰机机体有单段、两段或多段。每段有 2-3
个隔室，每隔室设有风阀和筛下顶水管。每段未
有排料道，其长度已系列化。可根据原料性质和
对产品的质量要求选定。
现代跳汰机，机体分隔室制造。部件标准化。
b, 机体形状
c,空气室与跳汰
室宽度的比例
空气室与跳汰
室宽度比，对水
流沿跳汰宽度分
布均匀与否是一
重要问题。该比
值小，沿跳汰机
断面的水流分布
不均。一般，块
煤,0.7-1.0，未煤，
0.45-0.8 。
2）跳汰机的筛板
跳汰筛板上为分层空间，承托床层，控制透筛
排料速度和重产物床层的水平移动速度。
要有一定的刚性，耐磨性和坚固耐用性。
倾角、孔形、开孔率选择要合理。
倾角的大小与原料的性质有关。筛板倾角的作
用是保持床层的运动速度和床层有一定厚度及透
筛量，一般第一段筛板倾角大于第二段筛板的倾
角。
跳汰机筛孔尺寸与原料的性质和排料方式有关。
增大筛孔，右减少水流阻力，加大下降水流的吸
啜力和透筛排料。
3）跳汰机风阀
风阀作用是周期性的使空气室与风包、风机和
大气相连或隔绝，从而在跳汰室内形成脉动水流。
（ 1）滑动风阀
其原理如图示，跳汰周期只能在较小的范围内
调整。
装有该风阀的跳汰机的处理能力低。滑动风阀
已基本淘汰。
（ 2）旋转风阀
结构及原理如图 7-14所示。
进气 -膨胀 -压缩过程。各部分的时间长短可在
较大范围内调整。放置风阀工作特性曲线图 7-15。
旋转风阀的特性曲线，即为一个跳汰周期内风
阀进气、排气面积的变化曲线。
（ 3）电控气动风阀
电控气动风阀是利用电子数控装置和电磁阀来
控制跳汰机进气和排气的风阀，其频率和特性曲
线可以任意调整。如图 7-16为工作原理图。
优点：可用无极调节跳汰频率和跳汰周期特性，
对不同可选性的原煤适应能力强，阀门开头迅速
及时，并可自动调节。
缺点：系统复杂、需单独配置高压风源，气缸
加工精度高、维修工作量大。
（ 4）跳汰机的排料装置
跳汰机的排料装置作用是将床层按密度分层后
的物料，准确、及时、连续地排出重产品，并保
证床层稳定、产品的质量和跳汰机的处理能力。
各段轻产物溢流排出。
重产物有筛上末端排料和透筛排料两种。块煤
以末端排料为主，末煤以透筛为主。
（ 1）溢流堰
溢流堰作用是与重产物排料装置配合，控制床
层保持一定厚度，并使轻产物随溢流排走。
高溢流堰、半溢流堰、无堰。如图 7-17所示。
（ 2）重产物的排料装置
（ a) 排料装置在跳汰机中的位置
如图 7-18所示，正排矸、倒排矸、中部排矸。
(b) 排料装置型式
叶轮式 ——排料连续、均匀稳定，但排料箱的
宽度大，占用跳汰机的有效面积大，易堆积物料。
扇形闸门 ——结构简单、维护方便、排料宽度
小、气缸内活塞运动可根据床层厚度的变化和自
然控制排料等优点。但因排料箱内脉动水流严重
窜扰排料口并影响床层的良好分层，使产品污染
或损失，还易被大块矸石卡住。
象鼻子管排料装置 ——自动平衡排料量。
浮标闸门排料机构
（ 3）透筛排料
人工床层：在跳汰过程中人工床层起到排料闸
门作用，用以控制重产物的透筛速度和产品的质
量。
人工床层粒度、密度、形状与厚度。
粒度为给料最大粒度的 3-4倍，密度略高于重产
物中矿粒的最大密度。厚度不易过高，影响透筛
速度。
石英、长石。
（ 4）排料装置自动化
采用自动排料装置，可及时、连续排放重产物，
并使产品质量稳定，床层厚度适中。
检测元件：浮标装置、测压管装置、放射性同
位素；
控制装置,
执行机构,
3 筛侧空气室跳汰机系列
WT LTW LTG
（二）筛下空气室跳汰机
二、水流运动特性对床层松散与分层作用
（一） t 1 阶段,水流加速上升时期 （上升初期）
1、水流特点
水流上升，速度由零到最大，加速度由最大减
为零。
2、床层状态
床层主要处于紧密状态，矿粒的运动分层受到
一定限制。
3、水流对分层的影响
矿粒与介质间的相对速度较大，对按密度分层
不利。
4,水流运动的任务、作用
较快地将床层举起，使其占据一定高度，为床
层进一步的充分松散与分层，创造一个空间条件。
（二） t2 阶段,水流减速上升时期 （上升末期）
1、水流特点
水流上升，速度由最大到零，加速度由零减为
负最大。
2、床层状态
床层逐渐达到最大松散状态。
3、水流对分层的影响
矿粒与介质间的相对速度小，瞬时达零，然后，
再增大。对按密度分层有利。
4,水流运动的任务、作用
使床层尽快扩展松散，并使松散状态持续一段
时间，为按密度分层提供足够的空间和时间。
上升水流宜开始短而速，尔后长而缓。
（三） t3 阶段,水流加速下降时期 （下降初期）
1、水流特点
水流下，速度由零到负最大，加速度亦向下。
2、床层状态
床层逐渐趋于紧密。
高密度粗粒、密度小粒度细矿粒运动
3、水流对分层的影响
矿粒与介质间的相对速度小，对按密度分层有利。
吸啜作用：粒度小的颗粒，在逐渐收缩的床层间
隙中继续向下运动。
（四） t4 阶段,水流减速下降时期 （下降末期）
1、水流特点
水流下降，速度由负最大到零，加速度由零到
最大。
2、床层状态
床层处于紧密状态。
3、水流对分层的影响
分层基本停止。存在吸啜作用
下降期，使床层的松散时间尽可能延长让分层
过程得以充分进行；分层完，下降流尽快停止。
初长而缓，末短而速。
跳汰周期合理与否从三方面：对床层尽快松散是
否有利，对按密度分层作用的效果如何，对吸啜
作用的影响。
3 几个典型跳汰周期的分析
跳汰周期的特征，以跳汰周期特性曲线来描述。
为了合理地选择跳汰周期，对工业上使
用的几个典型跳汰周期，进行简要的分析。
(1)活塞跳汰机的对称跳汰周期特性曲线
水流速度和时间之间具有正弦曲线的关系
为了在上升初期能将床层举到必要的高度，则
要求有较强的上升流速，但同时也造成了同样强
烈的下降水流，致使床层过早紧密，缩短了有效
分选的时间，不但降低跳汰机处理能力，而且因
强烈的吸吸作用，导致许多低密度矿粒混入高密
度产物中 ;由于上升水流作用时间比较长，粒度和
形状对分层的不利影响也加大。
(2)上升水速大、作用时间长的跳汰周期特性
曲线
如图 2-5-6(a)所示的跳汰周期特性曲线。
该跳汰周期的不对称程度，取决于给人的筛
下水量。在此跳汰周期中，因获得较强的上升水
流，对床层的松散有利，使跳汰机处理能力得以
提高。但因上升水流作用时间较长，故不适于分
选宽粒级和不分级的物料。
在分选粗粒金属矿石时常采用此种跳汰 周期。
该跳汰周期也可用来分选经过初步分级的煤炭
(0·5一 13mm粒级 )。
(3)上升水速大于下降水速但作用时间相等的跳
汰周期
在正弦跳汰周期水流下降阶段，间断地给人筛
下补加水，可 得到如图 2-5-6(b)所示的水流运动
特性曲线。
这种跳汰周期的上升水流，相比图 2-5-6(a)的
上升水流，作用力减弱了 ;其下降水流在降低流速
的同时，相对图 (a)延长了作用时间，吸啜作用略
有增强。因此，在处理宽粒级的细粒物料时，比
上述两种跳汰周期要好。
如我国钨、锡矿选矿厂处理细粒级物料的跳
汰机曾使用过这种跳汰周期。
(4)上升水速大但作用时间短的不对称跳汰周期
如图 2-5-6(c)所示的不对称跳汰周期。
在进气期间，水流被压缩空气推动，急速上升。
接着供气中断，有一短暂休止期，此时水流因惯
性只作较弱的运动。当压缩空气排出时，水流借
自重下降，于是获得一个速度缓而作用时间长的
下降水流。
过去国内外用它处理脱泥后的宽粒级或不分
级煤炭 ;国外也有少数选矿厂用它分选铁、锰及某
些氧化铅锌矿石。
这种上升水流短而速、下降水流长而缓的跳
汰周期，处理宽粒级或不分级物料，无论是从松
散、分层、还是吸啜作用，都是不适宜的。
(5)上升水速较缓但作用时间较长的不对称跳
汰周期
上升水速缓慢，致使床层松散进程较慢，然而
床层一旦松散，随着上升水流逐渐减弱，收缩过
程也缓慢，这不但使分层作用时间延长，而且在
此期间，矿粒与水流之间的相对运动速度也较小，
矿粒粒度和形状对按密度分层的影响很弱，故对
分层有利。
由于松散进程慢，床层不宜过厚，跳汰机处
理能力偏低 (每平方米处理 6~10t)。其下降水流速
度快、作用时间短。从下降初期来看，尽管不利
于按密度分层，但因上升末期流速慢、时间长，
不少粗粒重物料已落回筛板，故在此阶段参与分
层活动更多的是中、细粒级颗粒，而下降初期又
是吸掇作用的主要阶段，故从整体来看对分选宽
粒级或不分级物料有利 ;水流下降末期短而速，正
是分选的有利条件。
这种跳汰周期 (见图 2-5-6(d))特性，适合处理不
分级煤。
实践证明,跳汰周期曲线形式是获得良好分选
效果的重要因素之一。合理的跳汰周期曲线应与
被选物料性质相适应，使床层呈适宜的松散状态，
颗粒主要借重力加速度差相对运动，这是选择跳
汰周期曲线的基本原则。
5.3 跳汰机
跳汰机的类型及应用
风力、水力
水力：活塞、隔膜、空气脉动、水力脉动、动筛
5.3.1 选煤用跳汰机
（一）筛侧空气室跳汰机（鲍姆式跳汰机）
不分级煤用跳汰机、块煤跳汰机、末煤跳汰机
1、基本结构
如图 2-5-7所示。
跳汰机由机体、风阀、筛板、排料装置和排矸
道组成。
机体有跳汰室和空气室。
风阀将压缩空气给入空气室使跳汰室内产生脉
动水流。
补充水有筛下水、水平水流。
原料由机头给入。
产品（矸石、中煤）经各段的排料装置排到各
自的排料道，与透筛的重产物经脱水斗提机排出，
精煤由溢流口排出。
2、主要零部件
1）跳汰机机体
a, 跳汰机的段数和隔室
跳汰机机体有单段、两段或多段。每段有 2-3
个隔室，每隔室设有风阀和筛下顶水管。每段未
有排料道，其长度已系列化。可根据原料性质和
对产品的质量要求选定。
现代跳汰机，机体分隔室制造。部件标准化。
b, 机体形状
c,空气室与跳汰
室宽度的比例
空气室与跳汰
室宽度比，对水
流沿跳汰宽度分
布均匀与否是一
重要问题。该比
值小，沿跳汰机
断面的水流分布
不均。一般，块
煤,0.7-1.0，未煤，
0.45-0.8 。
2）跳汰机的筛板
跳汰筛板上为分层空间，承托床层，控制透筛
排料速度和重产物床层的水平移动速度。
要有一定的刚性，耐磨性和坚固耐用性。
倾角、孔形、开孔率选择要合理。
倾角的大小与原料的性质有关。筛板倾角的作
用是保持床层的运动速度和床层有一定厚度及透
筛量，一般第一段筛板倾角大于第二段筛板的倾
角。
跳汰机筛孔尺寸与原料的性质和排料方式有关。
增大筛孔，右减少水流阻力，加大下降水流的吸
啜力和透筛排料。
3）跳汰机风阀
风阀作用是周期性的使空气室与风包、风机和
大气相连或隔绝，从而在跳汰室内形成脉动水流。
（ 1）滑动风阀
其原理如图示，跳汰周期只能在较小的范围内
调整。
装有该风阀的跳汰机的处理能力低。滑动风阀
已基本淘汰。
（ 2）旋转风阀
结构及原理如图 7-14所示。
进气 -膨胀 -压缩过程。各部分的时间长短可在
较大范围内调整。放置风阀工作特性曲线图 7-15。
旋转风阀的特性曲线，即为一个跳汰周期内风
阀进气、排气面积的变化曲线。
（ 3）电控气动风阀
电控气动风阀是利用电子数控装置和电磁阀来
控制跳汰机进气和排气的风阀，其频率和特性曲
线可以任意调整。如图 7-16为工作原理图。
优点：可用无极调节跳汰频率和跳汰周期特性，
对不同可选性的原煤适应能力强，阀门开头迅速
及时，并可自动调节。
缺点：系统复杂、需单独配置高压风源，气缸
加工精度高、维修工作量大。
（ 4）跳汰机的排料装置
跳汰机的排料装置作用是将床层按密度分层后
的物料，准确、及时、连续地排出重产品，并保
证床层稳定、产品的质量和跳汰机的处理能力。
各段轻产物溢流排出。
重产物有筛上末端排料和透筛排料两种。块煤
以末端排料为主，末煤以透筛为主。
（ 1）溢流堰
溢流堰作用是与重产物排料装置配合，控制床
层保持一定厚度，并使轻产物随溢流排走。
高溢流堰、半溢流堰、无堰。如图 7-17所示。
（ 2）重产物的排料装置
（ a) 排料装置在跳汰机中的位置
如图 7-18所示，正排矸、倒排矸、中部排矸。
(b) 排料装置型式
叶轮式 ——排料连续、均匀稳定，但排料箱的
宽度大，占用跳汰机的有效面积大，易堆积物料。
扇形闸门 ——结构简单、维护方便、排料宽度
小、气缸内活塞运动可根据床层厚度的变化和自
然控制排料等优点。但因排料箱内脉动水流严重
窜扰排料口并影响床层的良好分层，使产品污染
或损失，还易被大块矸石卡住。
象鼻子管排料装置 ——自动平衡排料量。
浮标闸门排料机构
（ 3）透筛排料
人工床层：在跳汰过程中人工床层起到排料闸
门作用，用以控制重产物的透筛速度和产品的质
量。
人工床层粒度、密度、形状与厚度。
粒度为给料最大粒度的 3-4倍，密度略高于重产
物中矿粒的最大密度。厚度不易过高，影响透筛
速度。
石英、长石。
（ 4）排料装置自动化
采用自动排料装置，可及时、连续排放重产物，
并使产品质量稳定，床层厚度适中。
检测元件：浮标装置、测压管装置、放射性同
位素；
控制装置,
执行机构,
3 筛侧空气室跳汰机系列
WT LTW LTG
（二）筛下空气室跳汰机
2 筛侧空气室跳汰机系列
WT LTW LTG
（二）筛下空气室跳汰机
筛下空气室 跳汰机的空气室在跳汰室的下面，
克服了筛侧空气室跳汰机跳汰室中水波沿宽度方
向的不均匀问题，使得跳汰机在提高处理量，向
设备大型化发展上迈出一大步。
自从 50年代中期日本高桑健等人研制出第一台
筛下空气室跳汰机以来，各国相继开展了对筛下
空气室跳汰机的研制工作。 64年我国 LTX试制成
功。目前，有 7种规格,LTX-6,8,10,12,14，
16,35等。
筛下空气室跳汰机除了把空气室移到筛下以外，
其它部分与筛侧式跳汰机结构相似，工作过程也
是压缩空气经风阀控制，交替压入和排出筛板下
空气室，使其中水位交替地下降和上升，从而形
成穿过筛板的脉动水流，脉动水流特性与一般筛
侧式的典型特性相似。
空气室的形式 有多种，但从不同形状的空气室
产生的脉动水流均匀程度、水流沿程阻力及动力
消耗看，（ b) (c) 较好,(h)较复杂。
空气室的面积一般为筛板面积一半，如果要求
筛板上产生波高 100-150mm脉动水流，那么空气
室内水振幅 h振 =200-300mm,
要保证进气不翻花，排气风阀不喷水，振幅有
要求。
筛下空气室跳汰机构造示意图
筛下空气室跳汰机与筛侧空气室跳汰机比较,
（ 1）结构紧凑、重轻、占地面积小；
（ 2）跳汰室内沿宽度各点的水流波高相同，有利
于物料均匀分选和跳汰机的大型化；
（ 3）无横向冲击力；
（ 4）风压高。
（三）国外跳汰机简介
1、筛侧空气室跳汰机
2 筛下空气室跳汰机
3 动筛跳汰机
5.4 跳汰机的操作工艺制度
工艺效果取决工艺制度，与入料性质及质量要
求有关。工艺制度诸参数，互相联系。
一、床层状态
1、床层厚薄与入料性质关系
床层运动状态决定了矿粒按密度分层的效果，
床层愈厚、松散时间愈长，分层的时间也愈长，
若床层太厚，在风压和风量不足时，不易达要求
松散度，减薄床层能增强吸啜分层作用，利于细
粒级分选得纯净精煤。但如太薄，吸啜过强，精
煤损失增加，床层不稳，操作难。
2、床层厚薄与分层关系
当轻重物密度差大，可用薄床层，分层快；
当轻重物密度差小，厚，可得高质量精煤。
厚床层，稳定，便于操作，松散时间长，处理
量低。
床层厚度 H和最大粒度 dmax关系,
块煤,H=(5-10)dmax
末煤,H=(10-20)dmax
-50mm煤，一般 400-500mm。
3、床层松散度
通过实验确定，松散度高，分层快。块、末煤
不同。
4、床层水平移动速度
应与按密度分层的速度相适应，它决定着已分
层的物料进行分离时的快慢。可通过调整筛板倾
角和风、水用量，加以控制。
二、控制给料
跳汰机入料性质波动要尽量小，给料速度要均
匀，宽度方向要均匀。
原煤要润湿。
三、跳汰频率、振幅
前已述。
四、风量、水量
根据所要求的松散度调风量，矸石段大于中煤
段。由入料到排料减少。有时为了加强中煤段隔
室吸啜作用，加强细矸透筛，可大点风量。
水量：筛下水 70-80%以上，补充筛下水量短
缺，减少跳汰室液位差。冲水占 20-30%，起润湿
作用。
筛下水，它减少了液位差，增大压缩空气的压
力效应，使上升提早，下降结束早，增加上升作
用，减弱下降作用。
加大筛下水，松散度上升，减弱吸啜，细物料
透筛。
0-50mm,水耗量,2-3.5m3 /T原煤；
块煤，水耗量,4-5.5m3/T原煤。
分配上，矸石段补水比中煤段补水大，一般，
由入料到排料减少水。
风水配合，十分重要。
风量、风压比筛下水更能影响松散度，研究发
现筛下水量的大小对分选结果影响不显著，虽一
定范围内增加风量或筛下水量可提高松散度，但
增加风量提高吸啜，而增加水量却减弱了吸啜作
用，应用时要灵活。
,宁多风，不多水”
五、重产物的排放
分层结束，应及时、连续、合理地排出产物。
重产物的排放十分关键，排重产物速度与床层分
层速度及矸石（中煤）层的水平移动速度相适应。
排放慢，堆积，影响松散，分层污染精煤，排
放快，矸（中煤）层薄，排空。床层过松散，不
稳定，重产物中精煤损失。
六、跳汰机处理量
宽度 —— 处理量
长度 ——分选时间、精度
单位面积负荷,
单位宽度负荷,
第六章 重介质选矿
第一节 概述
1、什么是重介质选矿
任何重力分选过程，都是在一定的介质中进
行。若所使用的分选介质其密度大于 lg/cm3时，
这种介质称为重介质。矿石或煤炭在该介质中分
选，称重介质选矿或重介质选煤。
2、重介质选矿的发展过程
1858年有人提出用锰、钡、钙的氯化物溶液
作为分选介质进行选煤，但因介质难于回收，致
使成本昂贵，未能获得推广使用。
1917年出现使用水砂混合物作为重介质分选
煤炭，但效果受到局限，一般仅用于选分易选的
动力煤。
1926年苏联工程师 E·A·斯列普诺夫首先提出
使用稳定悬浮液的重介质选煤法。以后，重介质
选矿法便开始逐渐获得广泛应用。
至今，除重介质选煤是选煤的重要方法之外，
也可应用于金属矿石、黑色金属矿石、贵金属矿
石、稀有金属矿石及其它物料的分选。
3、重介质选矿分选原理
根据阿基米德定理，小于重介质密度的颗粒
将在介质中上浮，大于重介质密度的颗粒在介质
中下沉。
重介质的密度 ρzj 应在轻产物 ρq 和重产物密度 ρz
之间。
δq<ρzj< δ z
其中的重介质密度即为分选密度。
重介分选机中，原煤进入后就会按密度分为两
个产品，分别收集这两种产品，可达到按密度分
选的目的。
虽然物料在分选机中的分层过程 主要取决于它
的密度，但是它的分层速度却是物料粒度及物料
与介质密度差的函数，粒度越大，密度差越大，
物料的分层速度快，粒度小，物料的分层速度越
慢。因此在实际生产过程中往往有一部分细粒级
煤在分选机中来不及分层就排出，降低了分选效
率。
同时，分选中悬浮液流动和涡流的影响，物料
之间碰撞的影响及悬浮液对煤粒运动阻力的影响，
原煤的粒度和形状都对分选结果有一定影响。生
产中注意减少它们的影响。
4、重介质选矿的特点
优点,
1）分选效率和分选精度都高于其它选煤方法。
块煤,ηmax = 99.5%, E可达 0.02~0.03;
末煤,ηmax = 99%,E可达 0.05。
2）分选密度调节范围宽
跳汰：一般,1.45~1.9;
重介,1.35~1.9,重介质旋流器,1.3~2.0。
3）分选粒度范围宽
块煤,1000~6 mm
末煤旋流器,50~0.15 mm
4）适应性强
对精煤质量变化时，灰分可按要求变。原煤性
质改变影响不大。
5）生产过程易于实现自动化
悬浮液密度、液位、粘度、磁性物含量等工艺
参数能实现自动控制。
缺点,
增加了加重质的净化回收工作，设备磨损比较
严重。
基于以上各点，重介质选矿方法应用非常广
泛。
重介质选煤主要适用于 难选、极难选煤 。
第二节 加重质选择
1、加重质的种类
在工业生产中重介质选矿所用的重悬浮液，
其加重质主要有硅铁、磁铁矿粉、重晶石、高炉
灰、铅精矿、黄铁矿、石英和矸石粉等。选煤使
用最多的是磁铁矿粉。
我国 1982年研制成功的 DBZ型重介质旋流器，
是采用浮选尾矿或矸石粉作为加重质，用以分选
跳汰机中煤、矿井废弃的矸石或小于 13mm的洗矸，
不仅节省大量磁铁矿的精矿粉、而且为我国从煤
矸石中回收煤炭，减轻矸石山对环境的污染，提
供了即经济又简便的工艺方法。
重介质选矿配制悬浮液时所用的各种加重质
主要性能及其回收方法见表 6-1。
采用重介质分选法时，对加重质的选择是十分
重要。因为加重质的密度、粒度、硬度及磁性等，
对其所配制的悬浮液性质 (密度、粘度和稳定性，
均有直接影响。而悬浮液性能的优劣又直接影响
重介质分选的效果、分选设备的生产能力、重介
质的制备和回收、设备的选择以及选矿 (煤）成
本等。
2、对悬浮液的要求
在所要求的分选密度下，悬浮液应具备粘度
低，稳定性好，而且用过并稀释后容易回收和净
化。
3、选择加重质应考虑的因素
1）加重质密度
a.加重质密度与悬浮液容积浓度关系
加重质与水配成的悬浮液，在要求的分选密度
一定时，加重质密度低，悬浮液固体浓度就越高，
悬浮液粘度大。大到一定值时，不能进行分选。
因此，体积容积浓度 λs有上限,对应可得加重质
的密度最低值 δD。
s
szj
D
Ds
zj
cmg
?
????
???
????????
???????????????
)1(
,,/0.1
)()1(
2
当
?
b 悬浮液临界容积浓度
悬浮液的临界容积浓度 ?L与加重质的性质及
粒度组成有关。在通常使用的加重质粒度范围内，
密度在 2·65~11.30g/cm3范围内的各种加重质，与
水所构成的悬浮液，其 ?L都非常接近，一般在
0·25一 0·33之间。
加重质的密度过高也不适宜，否则，悬浮液
固体容积浓度太低，加重质颗粒沉降速度过快，
导致悬浮液在密度方面，失去作为分选介质的作
用。据研究，重介质选矿所川悬浮液的容积浓度，
不应小于 10，即作为分选介质时，悬浮液固体容
积浓度的下限值 ?x大于 10。由此就可求出在规定
分选密度时，所需加重质密度的最高值 ?G
选用的加重质密度应在 ?D与 ?G之间,即
?G >? >?D
例,要求的分选密度为 1.4g/cm3,
?G = 5.0g/cm3,?s=2.21g/cm3,
分选煤炭时，重介质密度若要求为 1·4O g/cm3，
那么配制悬浮液所用加重质，其密度应在为 5·00-
2·2lg/cm3范围的物料中挑选。密度符合这个条件
的常用 加重质 很多，如磁铁矿、重晶石、黄铁矿
s
szj
D
Ds
zj
cmg
?
????
???
????????
???????????????
)1(
,,/0.1
)()1(
2
当
?
残渣、高炉灰渣、石英、黄土、矸石、浮选尾煤
等。
2）容易回收和净化；
3）料源充足、制备容易；
4）硬度较大（防泥化）、球形（粘度低）、不与
水发生化学作用。
4、选煤过程常用的加重质
重介质选煤多采用磁铁矿粉作为加重质，因
用其配制的悬浮液密度范围宽，完全能够满足分
选各种煤炭使用，而且便于回收。
黄土、浮选尾煤、矸石粉等，只能配制低密
度悬浮液，并用于回收精煤。
5、对磁铁矿加重质的要求
重介质选煤厂利用磁铁矿粉作加重质时，磁铁
矿粉的磁性物含量越高，加重质的回收再使用的
数量也越大，介质耗资少，生产费用可有所降低。
还有加重质粒度愈细，悬浮液密度也越稳定，在
悬浮液中为起稳定作用所需掺入的煤泥量也相应
减少，悬浮液密度的真实性越高，分选效率也会
越佳。
我国设计规范规定，用磁铁矿粉作加重质时，
其磁性物含量应在 95%以上，密度在 4·5g/cm3左右。
对加重质粒度的要求是，分选块煤 (用于斜轮或
立轮重介质分选机 )时，小于 0·074(-200目 )mm粒
级的含最应占 80%以上，用于重介质旋流器分选末
煤时，小于 0·044mm粒级 (-325目 )含量应占 90%以
上。如外来磁铁矿粉粒度不能满足要求时，选煤
厂应设置研磨设备。
第二节 重介悬浮液性质
一、悬浮液密度
1、悬浮液密度的特点
悬浮液的密度在物理意义上与均质介质的密
度不完全相同，只有将悬浮液中的固、液两相作
为一个统一的整体看待时，才具有密度的概念。
因为悬浮液是由两种密度完全不同的质点（固、
液）所构成的两相混合物，故悬浮液密度 ρ zj在
数值上不能表征其中每一个质点的密度，因此,
通常称该密度为悬浮液的假密度，或称悬浮液的
物理密度。
当加重质粒度较细，容积浓度又较高，而入选
的矿粒较大时，在分选过程中，对矿粒而言，悬
浮液作为一个整体才称其分选介质。否则，此时
的分选介质只是悬浮液中的液体而不是悬浮液的
整体，矿粒在悬浮液中的沉降，仅仅看为矿粒在
液体中受加重质悬浮粒作用的干扰沉降。矿粒排
开的介质不是具有密度为悬浮液密度的本身，而
是悬浮液中的液体，密度为 ρs 。 因此，尽管有的
矿粒密度低于悬浮液的密度 ρzj,但也将下沉，即
矿粒不能按悬浮液的密度 ρzj进行浮沉过程，而达
到低、高不同密度矿粒的分离。
重介质选矿过程中作为分选介质而起作用的悬
浮液，其中固体悬浮粒 (加重质 )的粒度和容积浓
度与入选物料的粒度之间应具有一定的关系，悬
浮液的密度要由 加重质的密度和容积浓度 来决定。
(二） 悬浮液密度对加重质粒度的要求
在悬浮液内，矿粒排开的同体积悬浮液中，至少
应有一个加重质的颗粒。
即 悬浮液浓度 λ> 加重质粒体积 / 矿粒体积
式中 K值是个大于 1的修正系数，一般 K=1.6一
4·93之间。
(三）悬浮液有效密度
从理论上讲，重介悬浮液的物理密度应该就是
分选密度，但实际工作中有时并非如此。这是由
于加重质颗粒很细，当悬浮液固体容积浓度大到
一定程度后，加重质颗粒由于种种原因经直接接
触而相互连接起来，形成空间网状结构物，这就
便悬浮液发生了结构化。由于悬浮液出现结构化
的影响，实际的分选密度常常高于悬浮液的物理
密度。对于未结构化的重介悬浮液，因加重质颗
粒的沉降，分选密度既可高于也可低于悬浮液的
假定密度，这应由轻、重产物分离界限层的位置
决定。
已出现结构化的悬浮液内，若体积为 Vk的矿粒向
下运动，开始时所遇到的静力作用，除悬浮液的
浮力外，还有静切应力引起的支持力 F
二、悬浮液粘度
（一）悬浮液粘度及结构化
液体的粘性由分子间引力引起；
气体的粘性由动能不同的分子在流速不同的层
间交换引起；
上两种流体为均质介质，符合牛顿内摩擦定律。
悬浮液的粘性由于包括了因固液界面增大和颗
粒间摩擦、碰撞所引起的流动切应力，外观表现
为粘性增强。
因与均质介质粘性形成的原因不完全相同，故
所测得的悬浮液粘度称为视粘度。
当加重质的
粒度和形状差别
不大时，悬浮液
的视粘度随容积
浓度的增加而增
大，与加重质颗
粒的密度基本无
关。图 5-3是几种
不同的加重质在
粒度为 0·074一
0.037mm时，视粘
度随容积浓度的
变化关系。
从图 6一 3中可以看出，视粘度随容积浓度的
变化规律。
在低浓度 (λ <0·2)时，粘度增长缓慢，呈直
线关系。
在高浓度 (λ >0·4)时，也呈直线关系，但粘
度随 λ 增大而迅速地升高。
在中等浓度时，其视粘度与 λ 呈曲线关系增
长。
这是由于固体容积浓度很低时，不但颗粒间
直接接触少，而且相对说固一液界面也不太大，
此时悬浮液的内摩擦力虽有增加，但其增加值与
颗粒体积含量大致成正比。
随容积浓度的增大，固体颗粒间直接碰撞与
摩擦就不可避兔地增多。这种增加开始时属于粘
性切应力，以后的浓度再大又过渡为惯性切应力，
呈曲线关系。
当 λ 增大到相当高数值后，悬浮液发生了结
构化，视粘度随 λ 增加而急剧增大。
（二）非结构化悬浮液的流变特性
如图 6-4 。
固体容积浓度低时，可视为牛顿流体；
固体容积浓度 15~20%时，视为非牛顿流体。
结构化流体的流变特性：当外力小，只变形而
不流动，当处力克服一定切应力后，流动。
当速度梯度达一定时，结构化被破坏。
（三）影响悬浮液粘度的主要因素
1、加重质性质对悬浮液粘度的影响
由于悬浮液的粘度和结构化的形成与加重质的
比表面积有关，因此，一切与比表面积有关的加
重质性质，如粒度、形状及含泥量等均对悬浮液
视粘度有影响。
图 6-5可以看出，在同样容积浓度下，加重质
dh
du?????
0
的粒级越小，悬浮液的视粘度也越大，而开始形
成结构化的浓度越低。选矿工艺对加重质粒度有
一定的要求，它与所用设备的工作条件及被选物
料的粒度有关。
图 6-6说明加重质颗粒的形状对悬浮液视粘度
的影响。从图中可以看出，加重质颗粒的形状越
接近球形，悬浮液的视粘度愈小。
2、含泥量的影响
悬浮液中若混有一部分微细粒级的泥质，将使
悬浮液粘度显著增大。因泥质物粒度细，表面积
大，不但使悬浮液流动时内摩擦力变大，而且使
悬浮液容易结构化。泥质的存在往往使悬浮液粘
度增大到 0.5-1.0倍，在个别情况下，甚至使悬浮
液完全丧失流动性，从而起不到分选介质的作用。
矿泥含量对硅铁悬浮液粘度的影响如 图 6-7所
示。所指的矿泥是指粒度小于 10一 2O微米的颗粒。
其中一部分是由原矿石带入，另一部分则是在使
用过程中加重质经磨剥所生成的新矿泥。
泥质对悬浮液粘度的影响是随悬浮液中含泥
量的增大而增大，而且，悬浮粒本身的粒度越细，
悬浮液的密度越高，亦即悬浮液本身粘度越高，
这种影响也越为显著，如图 6-8所示。
3、药剂的影响
某些阴离子和阳离子表面活性剂可降低悬浮液
的粘度。如 图 6-9所示。
降低粘性提高分选速度，但稳定性下降，分选
条件难控制。
4、温度的影响
温度升高，粘度降低。可以认为，不同温度
下，悬浮液的粘度与相同温度下水的粘度之比始
终不变。
三、悬浮液的稳定性
重力场中，悬浮液上、下层物理密度不稳。上
层固粒少，下层固粒多。重介质密度不稳定，影
响按密度分选精确性。保持悬浮液自身各部分密
度不变的能力称悬浮液的稳定性。
通常用加重质颗粒在悬浮液中沉降的速度的倒
数，表示稳定性大小，作为稳定性指标，用 Z表
示。
Z = 1 / v
Z越大，悬浮液的稳定性越好。
影响稳定性的因素,
1、加重质粒度
粒度小，悬浮液稳定性好。因为粘度增加，阻
力升高，沉速下降。图 6-13,6-14。
粒度小，制备量大，回收难。
2、加重质
密度
降低加重
质密度，
悬浮液稳
定性好。
但密度降
低，容积
浓度增加，
粘度上升。
如图 6-15。
3、悬浮液密度
一定加质，悬浮液密度越高，容积浓度越大，
稳定性好。生产中，悬浮液密度一定，不能靠此
法提高稳定性。
悬浮液密度升高，稳定性增加，介质粘度升高。
用悬浮液密度大时，主要问题是粘性，应采用
粗、密度大的加重质；
用悬浮液密度小时，主要总是是稳定性，应采
用细、密度小的加重质。
分选粗粒物料，主要是稳定性；
分选细粒级物料，主要是粘度。
4、含泥量的影
响
密度低、粒细
的的泥质物混入
悬浮液，粘性上
升，稳定性增加。
如图 6-16。
当主要稳定性
不好时，有意加
入一些粒度微细
的泥质物，以提
高稳定性。
对同一种悬浮液，流变粘度和稳定性有一定关
系。粘度越大，稳定性越好，粘度越小，稳定性
越差，选煤要求粘度低、稳定性好，应使悬浮液
在流变粘度和稳定性两方面都能满足选煤要求。
采用现有磁铁矿作加重质时，主要是悬浮液的
稳定性不好，当悬浮液密度高达 2.0以上，或原煤
中有大量泥质污染悬浮液时，粘度才升为主要矛
盾。
（三）维持悬浮液稳定性的措施
悬浮液的性质对分选效果的优劣，起着决出性
的作用。然而，悬浮液的三个性质,密度、粘度和
稳定性，都具有理想指标，是难能兼得的。实际
工作中要看那个是主要矛盾，再采取相应措施。
工 为达到比较精确地分选，生产中常采用机械
搅拌或使用各种不同方向的悬浮液流，用以保证
它上下层密度的近似，使悬浮液在分进机中具有
较好的稳定性。
当悬浮液在不断循环流动具有保持其本身各部
分密度不变的性能，称为悬浮液的动稳定性。悬
浮液的动稳定性不仅与悬浮液的稳定性 (是指悬
浮液在静置时，保持其本身各部分密度不变的性
能，也称悬浮液的静稳定性，以前所讨论的均为
静稳定性，若静稳定性越好，也越容易得到较好
的动稳定性 )有关，同时也与分选机的结构及重介
质流在分选机中的流动状况有关。
使用机械搅拌，加重质颗粒可处于悬浮状态，
从而维持了悬浮液各层的密度近于不变。
在各种不同类型的重介质分选机中，都采用
方向不同的重介质流，来维持分选槽内重介质悬
浮液各处密度的稳定。重介质流的运动可采用水
平的、垂直 (上升或下降 )的以及回转方式。经常
是这些方式联合使用。当然，在重介质旋流器中
悬浮液悬作旋转运动。
上升介质流可阴止加重质颗粒的沉降，使悬
浮液稳定。但是，由于矿粒在分选机内分层时，
虽然主要取决于它的密度，但粒度及形状也对分
层有影响。
水平介质流的稳定作用，是靠分选机内分层表
面由外部引入大理新鲜悬浮液来完成的。
实践证明，只有当水平介质流和垂直介质流联
合使用，才能使静稳定性比较差的悬浮液，获得
较好的动稳定性。尤其是水平介质流与下降介质
流联合使用，可以用较小的下降流速使得悬浮液
获得较高的动稳定性。
4.3 重介质分选机
一、对重介质分选机的要求及分类
重介质分选机是借助悬浮液在重力场中按密度
分选物料的设备。
为保证分选机正常工作并具有较好的分选质量
和较高的处理能力，重介质分选机 工艺性能及结
构上应满足,
（ 1）重悬浮液 分选带各处的密度应保持稳定。
因悬浮液密度是决定分选机实际分选密度的最
主要指标，密度偏离规定范围，影响产品质量，
并增大 用矿物的损失，所以运动部件运动不宜过
快，流动速度不宜过快高，避免涡流破坏分选带
介质密度稳定。
所以，结构要合理，确保按密度分选。
（ 2） 物料在分选槽中完成分层过程，合理选择
长宽比。
分选槽是分选机的重要部件，其长度必须保证
物料有足够的分层时间，宽度尽量满足入选物料
上限的要求。因此正确安排长宽比，结构在满足
分选质量前提下，最大限度使物料粒级加宽，简
化工艺系统。
（ 3） 能迅速排出选后产品
其它条件相同时，迅速排出产品，则分选机生
产能力大。
（ 4） 分选机内须引入一定的介质流
当原料中邻近密度物含量远销，悬浮液沿分选
槽高度分布不均时，为提高分选效果，适当引入
垂直介质流，使邻近密度物分层速度增快，不断
随液流从分选机排出，但，此时矿粒粒度及形状
对分选产生影响，要慎重引入垂直流，必要引入
时，流速尽可能低。
（ 5）介质循环量尽量少，降低磨损及电耗。
（ 6）结构简单，操作维修方便。
重介质分选机分类,
按选后产品：两产品、三产品。
按悬浮液流动：水平液流、垂直液流、复合液流。
分类
特征
分选机类型 分类
特征
分选机类型
分选后
的产品
品种
两产品分选机
三产品分选机
分选槽形
式
深槽分选机
浅槽分选机
悬浮液
流动方
向
水平液流分选机
垂直液流分选机
（上升流或下降流）
复合液流分选机
（水平 -上升流或
水平 -下降流）
排矸装置
形式
提升轮分选机
（斜轮、立轮）
刮板分选机
圆筒分选机
空气提升式分选
机
按分选槽形式：深槽、浅槽。
按排矸装置形式：提升轮分选机、刮板分选机、
圆筒分选机、空气提升式分选机。
各种重介质分选机的入料粒度上限，最大可达
1200mm，下限 6-13mm。
6-13mm以下，利用重介旋流器。
4.3.1 选煤用重介质分选机
（一）斜轮重介质分选机
1、选后产品,两产品，生产能力大，入料粒级
宽。
2,结构,如图 2-4-8所示。
3、介质流方式
水平介质流和上升介质流
在给料端下部位于分选带的高度引入水平介
质流，在分选糟底部引入上升介质流。水平介质
流不断给分选带补充合格悬浮液，防止分选带密
度降低。上升介质流造成微弱的上升介质速度，
防止悬浮液沉淀。水平介质流和上升介质流使分
选槽中悬浮液的密度保持稳定均匀，并造成水平
流运输浮煤。
4、排料方式
浮煤 由排煤轮刮出，经脱介进入下一脱介脱水
作业。
沉煤 由斜轮提升至排料口排出。提升过程进
行 次脱介。
5、排矸轮减速装置,
摆线针齿齿轮减速器具有速比大、传动功率高、
重量轻、结构紧凑、占地面积小、噪音小等优点，
但要求精度高、制造复杂、维修闲难。
歪脖子减速器使用较多，其结构紧凑、占地少、
维修方便、使用性能也较好，只是大小伞齿轮啮
合调整有些困难。
普通减速器加开式伞齿轮传动，使用可靠、
制造容易、调整方便 ;但其结构落后，占地面积大、
装配不紧凑等。
6,斜轮重介质分选机的优点
(1)分选精确度高。由于重产物的提升轮 分选槽
底部旁则运动，在悬浮液中处于分选过程的物料
不被干扰，可能偏差 E可达 0·02-0·03；
(2)分选粒度范围宽，处理能力大。该机槽面由于
制得较为开阔，斜提升轮直径可达 8m或更大。因
此，分选粒度上限可达 10OOmm，下限为 6mm。如国
产分选槽宽为 4m的重介质分选机，其斜轮直径为
6·55m，处理能力为 350一 500t/h;
(3)该机悬浮液循环最少。由于轻产物采用排煤轮
的重锤拨动排放，所以被煤带走的悬浮液量少，
故悬浮液循环量低 ;
(4)由于分选槽内有上升悬浮液流使悬浮掖比较稳
定，分选机可使用中等细度的加重质，即小于 325
目 (<0·04mm)占 40%-50%已达到细度要求。
缺点：斜轮重介质分选机的排矸轮采用中心
传动，这将使制作槽宽 5m以上的大型设备受到限
制。
（二）三产品斜轮重介质分选机
1、产品
分选出三产品：精煤、中煤、矸石。工艺流程
简化，节约基建投资。
2、悬浮液
分选槽内 高、低两密度级悬浮液,悬浮液具有明显
和稳定的分界面。
3、排煤方式
原煤从分选槽上部给入，首先在上部低密度
悬浮液中分选出精煤，由六角轮及时排出。
沉物 (中煤和矸石 )在高、低密度分界面进行
再分选。此时，中煤被分界面下部的高密度悬浮
液，带到斜轮的内隔室提升，经中煤排料口排出。
矸石沉入分选槽最下部，由斜轮的外隔室提升并
从矸石排料口排出。
三产品重介斜提升轮重介分选机入料粒度为
6·3~254mm，其处理量不受中煤和矸石的含量影响。
三产品分选机，应根据需要，在密度为 1300-1900
kg/m3之间，选配两种密度不同的悬浮液，并且能
使得界面分明，密度稳定。这样才能精确地分选
出三种产品，从而获得较好的分选效果。
（三）立轮重介质分选机
1,JL型立轮重介质分选机
1）结构
如 图 6-25所示。
2）分选槽
用钢板制作的焊接件，几何形状规整，相对
排矸轮分选槽基本是独立的，故重介质受排矸轮
2的干扰较小。分选槽的有效宽度为 1800mm，分
选槽底部与排矸轮相通。
3）排矸轮
由两套托轮装置 9支承，传动是靠安装在两
侧
的棒齿 3带动。悬浮液经管道水平给入分选槽内。
原煤从给料端进入，浮煤经排煤轮 5的刮板从溢
流口刮出。沉物由槽底经排矸轮提上，并从矸石
溜槽 7排出。
立轮重介质分选机规格是以分选槽的槽宽表
示，我国自行设计制造的有 JL1.8,JL2.0及 JL2.5
等。可能偏差 E=0.05，数量效率 η =99·91%。
2,DISA 型立轮重介质分选机
1）传动
环形皮带
2）介质流形式
水平流、上升流
3）产品
两产品、三产品
3,TESKA重介质分选机
1）结构
如 图 6-29所示
2）介质流方式
水平流、下降流
3）排料
浮煤溢流堰处刮板刮出，沉物下沉至分选槽底
部由叶板提升至顶部经溜槽排出。
4）传动
链轮、链条传动
4）提升轮与分选槽间密封
螺栓紧固双重密封。如 图 6-30
5）优缺点
优点是采用下降
介质流的方式保持分
选机中悬浮液的稳定，
因此如采用较粗的磁
铁矿粉 (0·2~0·06mm
级占 90%)做加重剂时，
同样可得到良好的分
选效果。避免因粗颗
粒物料在分选槽中沉
淀而影响提升轮旋转。
回收加重剂可用静力
法。此外，排放嘴的
直径根据煤的可选性不同进行调节。易选煤介质
循环量少，其排放嘴直径可小些，反之加大。
该机缺点是介质循环量大，提升轮的高度高，
需要检修高度也高，因此增加厂房的高度。密封
装置所用之橡胶块磨损快。
6）三产品太司卡分选机
（三）立轮重介质分选机与斜轮重介质分选机比
较的优点
（ 1）在分选槽内立轮产生涡流的流动方向与沉
物的沉降方向一致，所以对分选过程影响不大；
斜轮在分选槽内所产生的涡流运动方向与沉物的
沉降方向相反，并同时造成一个水平旋转涡流，
不仅影响分选效果，而且降低处理量。
（ 2）相同槽宽的立轮重介质分选机比斜轮重介
质分选机体积小、重量轻。
（ 3）立轮分选机传动机构简单，不易损坏，事
故少；斜轮则传动机构较复杂，事故多，维修量
大。
（ 4）立轮重介分选机工作中磨损情况较斜轮轻。
（四）其它类型重介质分选机
1）刮板式重介质分选机
2）圆筒型重介质分选
4.4 旋转重介质选矿
物料在介质中的运动速度差，是重力选矿的主
要依据。
由第二章知，物体在介质中的沉降速度 v0,不
但与物体本身的性质有关，而且成重力加速度的
1~0.5 次方成正比。所以，假若可能，提高作用于
物体上的重力加速度，是改善重力选矿过程的有
效途径。但在整个重力场中，重力加速度为常数。
从 50年代，人们开始研究离心力场中进行的选矿
过程。在离心力场中离心加速度可比重力加速度
大几十倍甚至几佰倍。
因此，特别是细粒和密度差别小的物料，在旋
转流造成的离心力场中进行选别比重力场中有效
的多，而重介旋流器则正利用了这一原理。
近年来，由于机械化采煤的发展，煤质不断变
坏，末煤量迅速增加，以及用户对精煤质量的要
求不断提高，从而使重介旋流器得到日益广泛的
应用。重介质旋流器选煤在我国的应用已有近三
十年历史，并取得了一定成绩。国内外实践证明，
发展重介质旋流器选煤非常必要。
重介质旋流器选煤大体上可以认为是利用阿基
米德定律在离心力场中完成的。
物料受离心力,
F1 = Vδω2 r2 / r
悬浮液给物料的向心力,
F2 = Vρzjω2 r2 / r
物料在悬浮液中的受离心力为,
F = F1 – F2 = V（ δ- ρzj )ω2 r
当 δ> ρzj 时,F （ +），离心力，向外；
当 δ< ρzj 时,F（ -），向心力，向内。
以上可实现按密度分层。
4.4.1 圆锥形重介质旋流器
1 重介质旋流器的构造及分选过程
2、旋流器内
液流的速度分
布
1）切向速度
分布
如图 5-11所示，切向速度分布有以下规律,
1）同一水平横截面上，切向速度 uQ与回转半径 r
成反比。只有靠近溢流管处才随半径减少而降低。
uQ rn =const
指数 n与旋流器工作条件及旋流器的结构尺寸有
关。同一旋流器不同水平横断面上,n值也不相同。
n=1时，液流运动为自由涡运动；
n=-1时，液流运动为强制涡运动； n<1时，半自
由涡运动。
2）从最大速度至旋流器轴心处，规律为,
uQ =? r
?—流体旋转角速度。
该运动为强制涡运动，中心区速度比较大，压
力低，故形成负压区，所以由旋流器底流口吸入
空气，形成空气柱。
3）切向速度的等值线，在除了靠近壁外，都近于
垂直。即不同横断面的同一半径处，切向速度均
接近相等。
离心力大小与回转半径关系,
因为,uQ = c / rn
离心加速度,a = uQ2 / r = c / r2n+1
即回转半径越大，离心加速度越小。所以旋流
器内，中央离心力大，外缘离心力小。
2）径向速度分布
在旋流器内不
同横断面处，液
体的径向速度 uj
与半径 r 的变化
情况，如图 5-12。
径向速度随半
径减小而变小，
靠近锥壁处径向
速度最大。并且
在不同高度的横
断面上 uj 的分布
情况接近相同。
3）轴向速度分布
如图所示为旋
流器内轴向速度
分布。
旋流器内液流的轴向速度 uz，在溢流管末端
以下所有横断面上，随着半径 r减小，轴向速度 uz
由靠近器璧处的负值 (向下流 )向中央逐渐变为正
值 (向上流 )。在溢流管末端以上各横断面，靠近
溢流管壁附近,uz是随 r的减小而变小。因此可知，
旋流器内自中央到外缘，轴向速度 uz有个转向点，
该点就是轴向速度 uz=O的那点。
将所有横断面上 uz =0的各点连起来，可以
给出一个圆锥形表面，在此圆锥形面的内部液体
均向上流，而在锥形面外的液流是朝底流口方向
向下流动。就轴向速度的绝对值而言，向上流远
远大于向下流。轴向速度 =0的各点所形成的圆锥
形表面，称之为轴向零速包络面，即图 5-14中的
AB虚线。从上述可知，轴向零速包络面在空间的
位置，在很大程度上决定了分级粒度的大小。
3 旋流器内矿浆中固体颗粒的运动
1)介质分布
悬浮液密度由中央向外随半径的增加而增高，若
旋流器正立安置，由上而下，则悬浮液密度的分
布是由小到大。而且，悬浮液在旋流器中受到的
浓缩作用越强，也就是说加重质颗粒粒度越粗、
密度越高、相互间密度差值越大、底流口越小、
锥角越大、给料压力越高、悬浮液密度分布的不
均匀程度就越加突出。
给入时悬浮液的密度低于旋流器底流口悬浮液
密度，高于溢流口悬浮液密度。
物料在旋流器中的实际分选密度介于溢流密度
和底流密度之间，但高于给入时悬浮液的物理密
度，如表。
2) 矿粒在旋转重介质流中的分层规律
根据悬浮液在旋流器中的轴向流速及密度的分布，
可把旋流器内的整个空间划分成两个区域，
即中央空气柱至轴向速度为 0的锥形包络面间，
密度较低的、且具有上升介质流的区域；自
轴向速度为的 0的包络面到旋流器壁间，密度
较高的，具有下降介质流的区域。
零包络面为两区域的分界面。
矿粒在离心力作用下，位于包络面里侧的高密
度矿粒便由中心向外移动，若矿粒密度高于包络
面处悬浮液密度，则该矿粒将穿过包络面而进入
下降介质流，并随之下行，最后经底流口排出。
反之，若矿粒密度小于包络面处悬浮液的密度，
如原来就位于包络面里面的，则仍停在上升介质
流中；若处于包络面外侧，由于重介质的浮力及
向心介质流的作用，必将穿过包络面向中心运动。
所有低于包络面处悬浮液密度的矿粒，在上升介
质流及向心介质流的作用下，从溢流口而去。
锥形包络面上悬浮液的密度，即为矿粒在旋流
器中的实际分选密度。
由于包络面向下密度逐增，矿粒的分选可视为
连续进行的多次分选过程 。
4 影响重介质旋流器工作的因素
1 ） 进料压力
进料压力高，悬浮液的速度大，离心力升高，
分选速度提高，分选效果改善，处理量大。
但压力过高，悬浮液浓缩严重，实际分离密度
提高，反而降低了效果，此外，压力高，增加动
力设备磨损，动力消耗大。
一般入料压力,0.05~0.1 Mpa 。
2 ） 入料固液比（矿粒与悬浮液的体积比）
矿粒与悬浮液的体积比影响处理量及分选效果，
当矿粒与悬浮液的体积比增加时，处理量增大,
过程慢，效果差。（因阻力大）
一般,1:4~1:6，极难选煤时,1,8。
3 ）悬浮液密度
悬浮液密度高，旋流器内物料实际分选度越大。
实际，入料悬浮液密度与实际分选密度差值，可
通过改变给料压力及底流口孔径调节。
入料的密度不同，经调节可达按同一分选密度
分选。
因此，实际对入料的悬浮液密度的要求不十分
严格，当然，若悬浮液密度稳定，则调整量少。
入料悬浮液密度低，加重质少，但受离心力浓
缩，使悬浮液密度分布不均，分选效率降低。
4 ） 给料料度
上限不超过
入料口或底流
孔径的 1/4；
下限不必太
细，太细脱介
难，不经济，
入料中虽然细
物料，分选效
果差，但它不
影响粗粒分选。
5 ）结构参数的影响
（ 1）旋流器锥角
旋流器锥角增大，悬浮液浓缩作用强，分离密
度大，悬浮液密度分布不均，效果降低。一般并
不大，约 150~ 300 。选煤,200 。
（ 2）溢流口与底流口大小
增大溢流口直径可使轴向零速包络面向外扩大，
增大分离密度。溢流口过大会造成圆柱部分溢流
速度过大，影响溢流稳定。虽然精煤产量增加,
但质量降低。因此应根据原煤性质定，易选煤溢
流口应大些，一般可取 (0.30~0.40)D,D为旋流器
直径。
缩小底流口直径同样会使轴向零速包络面向外
扩大，使分离密度增大，但底流口过小时，会使
矿粒在底流口挤压，使矸石易混入精煤中，严重
堵塞。底流口过大，会引起精煤损失。一般，取
（ 0.24~0.3)D。
锥比 ——底流直径与溢流直径之比。
改变锥比可调节分离密度，或轻、重产物产率。
当锥比增加时，可得较纯净精煤，当锥比下降时，
可得较纯净矸石。
锥比与 D、入料性质、介质性质有关。一般
0.7~0.8 。
（ 3）给料口大小
给料口只影响处理能力，不影响效果。
给料口过小，入料粒度上限受限，易堵，过大，
切线速度减少。
一般 （ 0.20~0.25)D。
（ 4）圆柱体长度
圆柱体长度加长，物料停留时间长，分选密度
提高，低密度产物质量下降，反之，圆柱体长度
过短，介质不稳，分选密度下降，低密度易进底
流。
（ 5）溢流管插入深度
实践表明,320~400mm 较好。
5 旋流器安装及给料方式
1）、安装方式
垂直、倒立、及倾斜。
垂直：直径不大时；
倒立：水力分析时；
倾斜：直径较大、锥角较小时。
选煤用，一般,100。
2）、给料方式
泵打入、定压箱给入、无压给料。
泵：压力大，物料粉碎及磨损严重。
6、重介旋流器的使用效果
1、优点
1）粒度下限低，达 0.5mm-0.3mm；
2）分选效率高，可达 95%以上，至 99%；
3）可用粘度高甚至结构化悬浮液；
4）处理能力高；
5）结构简单、无动力。
2、缺点
1）上限较低；
2）物料在旋流器及泵中，粉碎、泥化程度高；
3）磨损重；加衬板。
4）介质量大。
7、其它类型旋流器
1）倒立型重介质旋流器
（ 2） 麦克纳利重介质旋流器
4.4.2 圆筒形旋流器
1 D.W.P 圆筒形旋流器
2 ГЦ 圆筒型旋流器
3 沃尔西旋流器
4.4.3 三产品重介质旋流器
4.5 悬浮液的回收与净化
回收与净化主要包括：从产品上脱除悬浮液，
从稀悬浮液中回收加重质，把回收的重介质再配
制成预定分选密度的悬浮液供补加用，不断除稀
悬浮液中的煤泥与粘土，制备新加重质以补损失
的加重质等。
一、悬浮液回收与净化系统
介质的净化就是中重质与泥质的分选过程 。采
用的方式与加重质的性质有关。
图 2-4-45,2-4-46为二介质回收净化流程。
图 2-4-45 浓缩 -磁选流程的特点,
优点：可减少磁选机负荷；
缺点：细粗磁铁矿易随浓缩机溢流损失，净化滞
后时间长，不利于密度调节。
适用：块煤系统。
图 2-4-46分级磁选流程的特点,
优点：可保留部分细粒磁铁矿和细煤泥在介质中。
缺点：流程复杂。
适用：重介质旋流选末煤。
直接磁选流程,
优点：流程简单、滞后时间短；
缺点：磁选机负荷大，稀介泵易磨损。
适用：稀介少。
4.5.2 悬浮液中煤泥量的动平衡
进入系统的煤泥：原生、次生；
原生煤泥 ——入料中所带煤泥；
次生煤泥 ——分选过程中受到破碎及泥化作用而
产生的煤泥。
排出系统的煤泥：产品带走、分流后磁选出的煤
泥。
数质量进出平衡：煤泥既不能在悬浮液系统中无
限积存，也不可能在系统中无限减少。动平衡。
某参数改变时，煤泥量就不平衡了，煤泥时在
合格介质中增加和减少，但达到一定值后，又在
新的基础上平衡。如分流量增加后，进入系统的
煤泥量没变，但从磁选机排除的煤泥量增加了，
于是从系统中排除的煤泥量大于进入系统的煤泥
量，合格介质的煤泥含量大于进入系统的煤泥量，
合格介质的煤泥量减少，合格悬浮液的流变粘度
也逐渐减少，这样，脱介筛脱介效果将会改善，
进入第二段稀悬浮液的煤泥量也会减少，最后由
产品带走的煤泥量也逐渐减少，结果从系统中
排除的煤泥量逐渐与进入系统的煤泥量趋于平衡，
也就是在合格悬浮液中煤泥含量减少的基础上达
到新的平衡 。
所以，当原煤的煤泥含量增多或分流量减少，
合格介质中的煤泥含量会增加，一般，可通过分
流来调节介质中煤泥量。
当悬浮液密度低，需加大分流时，同时也引起
悬浮液中煤泥含量降低，操作中应注意。
4.5.3、悬浮液回收与净化的主要设备
1、脱介筛
脱介在弧形筛和振动筛上进行。
弧形筛、固定筛用于预脱介；,
振动筛分两段：第一段可脱介 70~90%，为合格
介质，可循环使用，第一段须加喷水。
直线振动、共振、缝条 0.25~1.0mm。
前置：固定筛、弧形筛
2 浓缩设备
耙式浓缩机、磁力脱水槽、水力旋流器等。
3 介质桶
合格介质桶。储存、缓冲悬浮液。
4 提升输送介质设备
空气提升器
5、磁选机（净化设备）
磁选机是根据各种矿物磁性不同，在磁选机中
受到不同的作用力使矿物达到 分选的一种选矿机
械。
6、介质损失
介质损失量与矿粒形状、粒度、表面粗糙程度、
加重质颗粒的大小及喷水量有关。
4.5.4 磁铁矿的损失
磁铁矿的损失是重介选煤厂的一项主要技术经
济指标。它不仅关系到原材料的消耗量，还影响
重介系统生产的正常稳定。
磁铁矿实际损失包括：技术损失和管理损失。
技术损失：产品带走、磁选机尾矿的损失之和折
合成每吨原煤损失量。
管理损失：运输、转载、添加方式不佳等管理不
善损失。
选煤厂设计规范规定,
块煤重介,0.2-0.3kg/T原煤
末煤重介,0.5-1.0kg/T原煤
磁铁矿损失大时，要查原因，如管理损失比例
大时，要从储存、转运、添加等方面检查，加强
管理，如技术损失大时，要查各工艺环节，产品
带走的比例大，改善脱介效果，若磁选机尾矿损
失大，要提高回收率，如分流大造成损失，应控
制分流量。
分析原因，加强管理，从以下几方面,
（ 1）改善脱介筛工作效果
采用高效率的脱介筛和开孔率大的筛网，在脱
介筛前设固定筛和弧形筛。重介旋流器底流悬浮
液密度很高，脱介效果差，可引入一部分精煤筛
下水合格悬浮液冲稀底流，改善脱介效果，产品
喷水要足。清水用有压喷水，循环水可用无压喷
水。
（ 2）可采用稀介质直接磁选
（ 3）保证磁选机回收率
（ 4）保持各设备液位平衡，防堵、漏事故；
（ 5）减少进入稀介中的加重质数量，并保持稀介
质的质量稳定；
（ 6）严格控制从重介系统中外排煤泥水
（ 7）保证磁铁矿粉细度要求；
（ 8）选择最佳磁铁矿储运和添加方式。
4.6 悬浮液自动控制
在重介选煤生产中，除保证悬浮液粘度小、稳
定性好、循环量稳定外，还必须保证悬浮液稳定。
悬浮液的密度直接影响实际分选密度的大小，
为了提高选煤效率，减少实际分选密度的波动，
要求进入分选机中悬浮液密度流动要小于 0.1
g/cm3,
悬浮液的密度是根据产品质量要求确定的，但
由于在分选机中流体运动的影响，悬浮液密度与
实际分选密度是有差别的。对于用上升流的块煤
分选机，悬浮液密度一般比实际分选密度低 0.03-
0.1g/cm3,重介旋流器悬浮液密度一般比实际分选
密度低 0.1-0.2g/cm3,
要求的密度差值大小除了同悬浮液的稳定性、
粘度、原煤的粒度组成和密度组成有关外，还有
如下规律,
块煤：与水平、垂直介质流有关。下降流较大时，
实际密度低于悬浮液密度。
重介旋流：与给料压力、液固比、结构参数有关。
密度测量：人工、浓度壶，密度计。生产中采用
自动控制系统。
一、双管压差密度计
测量（电极间电阻变化，偏离报警） 放大信号
执行
二、水柱平衡密度计
三、放射性密度测定仪
四、悬浮液密度自动控制系统
合格介质桶内悬浮液密度一旦升高，就立即补
加清水；一旦密度降低，就加大分流量，进行浓
缩。
液位低，加新磁铁矿粉，液位高加大分流。
4.7 干法选煤
在我国占可采储量 2/3以上的煤炭地处山西、陕
西、内蒙古西部和宁夏等严重缺水地区，因而无
法大最采用现在耗水量较大的湿法选煤方法来提
高煤质。我国自行研制的气一固两相流空气重介
质流化床选煤技术及复合式干法分选机，能较好
地满足干旱缺水地区和易泥化煤炭的分选要求。
4.7.1 空气重介质流化床干法选煤
空气重介质流化床干法选煤的基本原理和特点
(1)流态化的过程
空气重介质流态化是一种使微粒固体介质通过
与气体接触而变成类似流体状态的过鼠如图
2-4-53(a)所示，一个具有垂直器壁的容器 l，下部
装一分布器 2，其上堆放有许多均匀微细颗粒扒在
颗粒层下部装一 U形测压管孔气流从底部 4经分布
器 2流人颗粒床层，然后再由容器 l顶部排出。当
气流通过床层时，随着气流速度的增加，整个流
态化过程有三个基本阶段,1固定床 ;2 流化床 ;3 输
送床。分别见图 2-4-5(b) (c),(d)。
(2)流化床的似流体性质
气一固流化床能否具有液体的流动性，这对于
空气重介质流化床分选技术来说是十分
重要的。研究表明,完全流化后的气一固流化床，
其气一固运动看起来很像沸腾的液体，并在
很多方面都呈现类似于流体的性质。如图 2-4-54
所示。
0两连通床能自动调至同一水平面 [图 2-4-54];
第七章 摇床选煤
? 选煤中用于处理粗煤泥，脱硫及洗选低灰精
煤等
? 缺点：单位占地面积处理量低，占地面
积大。
? 优点：设备简单、制造容易，分选精度
较高（与跳汰相比），有效分选的粒度
下限低，分选产品质量易于调节。
? 一、平面摇床
– 1 构造, （ 1） 床面,（ 2） 床头
– 床面可用木材或铝制造，床面坡度可调。床面上装有
不同长度和高度的床条。床条的长度和高度都由给料
侧向精煤侧逐渐增加。每根床条的高度又从床头端为
最高，向尾矿端逐渐降低为零。
– 床面在床头（ 1,2,3,4)带动下，作纵向 往复不对称 的
运动，床面前进时，其速度由慢到快，尔后迅速停止
（具有较大的向后加速度，颗粒获得较大的向前惯性
力）。在往后退时，其速度由零迅速增至最大值，然
后缓慢减小到零（向前的加速度较小，颗粒向后的惯
性力较小）。
? 2 分选原理
– 1） 水流越过各床条时所形成的水跃和上升水流的分
层作用
?床面的激烈摇动加强了斜面水流的扰动作用，分层结果,
?低密度细粒物在上，高密度粗粒物在下，而粗粒低密度
物和高密度细粒则基本处于相互混杂状态。
– 2）床面摇动所产生的析离作用
?床面摇动造成床层松散，相同密度条件下，细粒有更大的
压强，细粒能够穿过粗粒的间隙进入床层下层，高密度细
粒有更大的压强，结果，高密度细粒比低密度细粒向下钻
得更深。
– 分选过程中，上述两种分选作用同时存在，析离分层
作用起主导作用，上升水流可使混入重产物中的低密
度物得到更好的分离
3） 矿粒在床面上的横向运
动
?矿粒的横向运动是由于横
冲水流推动所致，横冲水
流层沿厚度方向的速度分
布是上层大于下层，由于
有床条的阻挡，上层物料
受横冲水流的作用较大，
因此，上层的低密度物大
颗粒具有比下层高密度物
小颗粒更大的横向速度。
4） 矿粒在床面上的纵向运
动
?床面的不对称摇动使矿粒
断续地向前移动，只有床
面给矿粒的惯性力大于矿
粒与床面的摩擦力时，矿
粒才能开始与床面作相对
滑动，即,
g
d
G
fGma
)1(
6
3
0
0
??
??
?
?
设矿粒开始与床面间作
相对运动时，床面运动
的临界加速度为 a0
fg
f
g
f
m
G
a
d
d
??
?
?
?
?
?
?
??
?
?
?
?
?
?
1
)1(
6
6
0
0
3
3
? 由此可见，矿粒作相对滑动时床面的临界加速度
与矿粒的密度 ?有关，密度大者，其需要的临界
加速度也越大。床面由前进变为后退的加速度大
于由后退变为前进时的正加速度。
? 对于低密度矿粒，在前进、后退及后退、前进两
个转折阶段所获得的惯性力均可能大于其与床面
的摩擦力，产生前后滑动。但前进的惯性力总是
大于后退的惯性力，总体上是向前移动的。
? 对于高密度矿粒，它只是在床面由前进变为后退
的阶段所获得的惯性力才能足以使它滑动。另外，
下层高密度矿粒紧贴床面，能够得到较大的惯性
力，越是位于上层，床层越松散，矿粒获得的惯
性力越小。因而，高密度矿粒获得的纵向运动速
度大于低密度矿粒的纵向运动速度。
?矿粒在摇床床面上的分布
–各密度物产品在床面上呈扇形分布，粒
度和密度分布 如图所示
?粒度组成与分选作用
–分选煤泥时，析离作用很小，主要是上
升水的分选作用。
–末煤分选时（粒度差异较大时），析离
分选作用明显增加，垂直水速作用减小。
?二,工作制度
–主要参数：给料量、冲程冲次、横向和
纵向倾角、冲水用量及床条特点。
– 1）给料量
?要求均匀，床层厚薄稳定。太厚，来不及分层，
太薄，无法形成床层，难以实现析离分层。
– 2）入料浓度和横冲水用量
?要求煤浆沿床面有足够的流动性，水流要浸没
所有的煤粒，水层要高出床条高度 2~3倍。
?粒度大时，可以采用较高的矿浆浓度，使用较
大的横冲水，此时，处理量较大。
?粒度细时，矿浆浓度要小，横冲水小，处理量
小。
– 3）床面倾角
?末煤：横坡 3~4°,纵坡（到坡） 0.5~1°
?煤泥：横坡 1~2°,纵坡（到坡） 1.4~2.4°
?较大的床面倾角可以节省循环水量。
–4）冲程冲次
–冲程大时，可在床层中产生较大的垂直分速，
上浮力较大，粗颗粒可以获得足够的松散。
–提高冲次则会导致水流的悬浮力下降。
?粗粒：大冲程，小冲次
?细粒：小冲程，高冲次
–5）床条型式
?床条高度：由上沿到下沿，逐渐增高，床
条要阻挡的矿粒密度愈来愈小。由床头到
床尾沿纵向逐渐尖灭，促使物料在床面上
呈现扇形分布。
?床条间距,
?间隙太小，高密度矿粒在床条间的
沟槽拥挤，阻碍分选。
?间隙太宽，高密度矿粒会集聚于床
条的一侧，当入料中高密度矿粒含量
高时会导致大量高密度矿粒越过床条，
污染精煤。
?床面宽度有限，间距太宽，总的床
条数目减少，物料受到得分选作用减
少，对分选不利。
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第 8章 物料的密度组成分析及其可选性
第一节 物料的粒度组成
1 筛分试验
用不同的筛孔的筛子把煤炭按粒度大小
分成不同的粒度级别，并对每粒度级别化
验灰分或其它质量指标（如硫分等），称
重并算出每个粒度级别占总量的百分数，
这就是粒度组成。
按国标, 煤炭筛分试验方法, GB/T
477-1998进行,
一般将煤样大小通过下列筛孔,100、
50,25,13,6,3和 0.5mm 筛分成不同粒
级。
2、筛分顺序
由筛孔向小筛孔顺序（一般）；
由小筛孔向大筛孔顺序；
混合筛分顺序。
3、筛分误差
小于国标中规定
4、筛分试验报告表
第二节 物料的密度组成
(一 )煤炭的浮沉试验
煤炭的浮沉试验，按煤样粒度分为两种,
一是粒度大于 0.5mm煤样的浮沉试验；
再一是粒度小于 0.5mm的煤泥 (粉 )浮沉试
验，这种浮沉试验又叫小浮沉试验。
两者的区别在于配制重液所用药剂不同，
以及操作过程有别。
按国标 GB/T478-1987,MT/T57-1993
1 粒度大于 0.5mm褐煤、烟煤和无烟煤等
煤样的浮沉试验
1）什么是浮沉试验 浮沉试验是将煤样
用不同密度的重液分成不同密度级，并测
定各级产物的产率及特性。
2）试样重量
3） 原理：阿基米德原理，密度小于重液密度的
煤必定浮在液面上，捞出称之为浮物；密度大于
重液密度的煤必定沉到重液底部，而密度刚好等
于重液密度的煤，则在重液中悬浮。将沉到底部
和悬浮其中的取出称之为沉物。
4）悬浮液密度级别
密度级,1.30,1.40,1.50,1.60,1.70、
1.80,2.00 kg/L。必要时可增加 1.25,1.35,1.45、
1.55,1.90或 2.lOkg/L等密度。当小于 1.3Okg/L
密度级的产率若大于 20%时，必须增加 1.25kg/L
密度。无烟煤可依具体情况适当减少或增加某些
密度级。
5）试验步骤
(1)按规定或试验的需要，配制不同密度的重溶液 (密
度值准确到 0·003)，分别装入各个容器中,并接密度大小顺
序排列。
(2)将符合规定重最的千煤样称重计量，然后用清水洗去
附着在煤粒表面上小于 0.5mm的煤粉，并将该煤泥水澄清、
过滤、烘千、称重，记录小于 0·5mm煤粉的重量。
(3)经脱泥的煤样烘干后放入用筛网制的漏桶中，然后先
从最低密度的重溶液开始，从小到大依次进行浮沉。如果
煤样中含有易泥化的矸石或高密度物含虽多时，也可先在
最两密度的重溶液内浮沉，捞出浮物后，再将该浮物仍由
低密度到高密度顺序浮沉。
(4)每次在重溶液中进行浮沉时，一定要等分层完善后，
再用漏勺捞取浮煤。为了分层充分，装煤样的漏桶放入重
溶液中之后，可用细棒轻轻搅动或将漏桶缓缓上下移动，
使其静止分层，分层时间不少于下列规定,
(a)浮沉物粒度大于 25mm时，静止分层时间为 1~2min
(b)最小粒度为 3mm时，静止分层时间为 2~3min
(c)最小粒度为 1~0·5mm时，静止分层时间为 3~5min。
(5)捞净浮物后，提出漏桶再放到高一密度级的重溶液中，
进行另 -密度级的浮沉。以此类推，待最后一个最高密度
重液的浮沉做完为止。
(6)经过 n个密度级重溶液的浮沉，得到 n+l个密度级的产
物。将这些产物用温清水把粘附颗粒表面的氯化锌洗净后，
烘千、称重，计算产率并化验灰分。
(7)检验试验误差。浮沉前煤样重最与浮沉后各密度级
产物重量之和的差值，不得超过浮沉前煤样重量的 2%，否
则应重新试验。浮沉试验前煤样的灰分与试验后各密度级
产物灰分的加权平均值的误差，应符合如下要求,
(a)煤样最大粒度大于或等于 25mm时，煤样灰分小于 20%，
相对误差要低于 10%;煤样灰分大于或等于 20%，绝对误差
应小于 2%;
(6)煤样中最大粒度小于 25mm时,煤样灰分小于 15%，相对
误差不能超过 10%，煤样灰分大于或等于 15%，绝对误差不
应超过 1.5%。
2、小浮沉试验
在离心力场内进行。设备为离心机。
小浮沉试验由于物料粒度细、沉降速度慢，故其浮沉
过程应在离心力场中进行。
试验所用的煤样必须是空气干燥状态，重量不得少于
60g。若某密度级产物的重量不够化验刚时，该密度级应
做双份煤样。
小浮沉试验一般也用氯化锌的重溶液。若耍求重溶液
密度较高或煤样的粒度过细，由于氯化锌水溶液具有粘度
大，产物清洗困难等缺点，可采用四氯化碳、苯及三溴甲
烷等有机溶液配制。有机溶液不同密度的配制比例见表 3-
4,
小浮沉试验与前述浮沉试验的试验步骤有别，它是将
60g媒样分成 4份，每份 15g，分别倒入 4个离心管内，然后
都倒入同一密度 (从最低密度开始 )的重液，如 1·300kg/L
的重液，并搅拌之。管内液面的高度为离心管高度的 85%
为止，分别装入离心机对置位置上，使其在离心力场中浮
沉。达到分离时间后，取出离心管，将浮物倒出。存留沉
物的离心管再加入密度为 1·400kg/L的重液，再使其进行
离心浮沉。以此类推，直至加入 1·800kg/L密度的重液
试验完毕为止。最后将各密度级产物分别过滤、烘干、称
重、化验和计算。
（二）煤炭浮沉试验资料的整理与计算
如表 3-5
第三节 可选性曲线
1、可选性定义
表示按要求质量指标从原煤中分
选出精煤产品的难易程度。
2,可选性曲线
可选性曲线有两种：一种是（ 1905年）亨利
（ Henry),列茵尔特（ Reihard) （ H-R）曲线，另
一种是（ 1950年）迈耶尔（ Mayer)提出的迈耶尔
曲线,M曲线。
可选性曲线是根据浮沉试验结果绘制
的表示煤炭可选性的一组曲线，也可以说
是密度组成的图示 。
可选性曲线共 5条，它们是,
灰分特性曲线（ λ 曲线）
浮物曲线（ β 曲线）
沉物曲线（ θ 曲线）
密度曲线（ δ 曲线）
密度 ± 0.1曲线（ ε 曲线）
1）座标选取
正方形坐标面积代表除去 0.5mm以下煤粉以后入选粒级
的计算原煤。
下方横坐标为灰分，从左至右 0~100%；
上方横坐标为密度，从右至左 1.2~2.0 kg/L以上；
左边横坐标是浮物产率，从上而下 0~100%；
右边纵坐标是沉煤产率，从下而上 0~100%。
两个纵坐标轴反映浮煤和沉煤的数量指标，而上、下
两坐标轴，反映煤炭的质量。
2、灰分特性曲线（ λ曲线）的绘制
各密度级的浮沉物用横向长方形从上而下表示，长方
形的面积大小反映出该密度级的份量。该密度级的灰分点
由上到下作一垂线，长方形左侧部分为不可燃烧部分，右
侧为可燃烧物。
图 3-2中折线 abcdefghijklmnop 表示了浮沉原煤中，各密
度产物的产率与其平均灰分的关系。
浮沉时，如密度间隔无限小，每密度级的长方形变成了
一横线，该横线即为基元灰分。折线即变成为曲线。
有限多密度级时，任意一密度级产物，其产率与灰分关
系可下图表示。
当浮沉物密度级较窄时，可近似地将产率与灰分的变化
情况，看作一条斜线。
各垂线中点联成光滑曲线后，得灰分特性曲线，上下端
点是曲线 自然延伸而得。
上端点，浮沉原煤中密度最小的那部分物料的灰分；
下端点，浮沉原煤中密度最高的物料的灰分。
在灰分特性曲线上一点任作一横线，上为浮物量，下为
沉物量。
分界灰分：浮物中的取高灰分，沉物中的取低灰分。
边界灰分曲线表示浮物（或沉物）产率与其分界灰分关
系的曲线。
3、密度曲线（ δ 曲线）
表示煤中浮物（或沉物）累计产率与相应密度关系的曲
线。
理论分选密度：密度曲线上任一点在上横坐标上的读数。
左边纵坐标上读数是小于这个既定密度的浮煤产率，右边
纵坐标上的读数，是大于这个既定密度的沉煤产率。
利用该曲线可确定任一分选密度时，浮煤或沉煤的理论
产率。
如,1.46kg/L密度，对应的浮煤和沉煤产率，从图中可
查得为 70%, 30% 。
4、浮物曲线（ β曲线）
表示煤中浮物累计产率与其平均灰分的关系。
表 3-7中的第 4栏数据和第 5栏数据绘制而成。
5,沉物曲线（ θ 曲线）
煤中沉物累计产率与其平均灰分的关系。
表 3-7中的第 6栏数据和第 7栏数据绘制而成。
6、密度 ± 0.1曲线（ ε 曲线）
表示邻近密度物含量与密度的关系。表中 8,9栏数据。
邻近密度物含量对煤炭可选性影响很大，该曲线可用来
判断某一密度分选时的可选性。
（三）可选性曲线的应用
评定原煤可选性
确定重力选矿过程的理论工艺指标
为计算数量效率和质量效率提供精煤理论产率及精煤理
论灰分的数据
1、评定原煤可选性
1）观察与分析 ?曲线形状
1·评定原煤可选性
评定原煤可选性是指定性判断重力分选煤炭时的难易
程度，判断时的依据是灰分特性曲线或密度曲线的形状 ·
1) 观察与分析 ?曲 线的形状
?曲线的形状，反映了入选原煤中可燃物与不可燃物
的结合特性，而这一结合特性，正是在对产品质量有一定
要求的前提下，判断可否分选及分选时的难易。举几种特
殊情况的例子加以说明。
图 3-5a是根本无法分选的物料可选性曲线，图中 ?曲
线与纵坐标平行，说明这种煤炭中，可燃的有机质与非可
燃的矿物质，呈微细致密而又均匀地相互结合或浸染。故
绝不可能用物理的方法分离出质量 (灰分 )不同的两种产物。
此时的 ?曲线和 ?曲线都与 ? 曲线合为一体。
图 3-5b与前一种恰好相反，其 ?曲线与横坐标轴平行，
说明该煤炭是由可以全部燃尽的, 纯煤, 与根本不能燃烧
的, 纯矸石, 混合而成。从图中可以看出，当浮物产率为
70%时，浮物灰分为 0。而此时沉物产率为 30%，其灰分为
100%，可见是极易分选的煤。
图 3-5c所示的可选性曲线中,?曲线是由相互垂直的
折线所构成的，情况与图 3-5b相似，区别仅在于选出的浮
物灰分为 Ad1，选出的沉物灰分为 Ad2。若想选出灰分低于
Ad1的浮物和灰分高于 Ad2的沉物，是不可能的，其理由同
图 3-5a。因此，它也是极易选的煤。
图 3-5d中 ?曲线是一条陡峭的斜直线，说明此种煤炭中
有机质可燃物与矸石矿物微细而致密地结合在一起，并且
随着密度的增大，矸石在煤中的含量成正比地增加，因此
极为难选。并且 ?曲线越接近垂直，则分选越趋向不可能。
图 3-5e所反映的原煤，从低密度到高密度灰分变化情
况近于图 3-5d所示，既不能从中选出低灰分精煤，也不能
从中选出高灰分矸石。如进行分选，精煤产率很低，经济
上不合理。
图 3-5可选性曲线中的 ?曲线说明，其上部呈陡峭状，灰
分低并且质地均匀，下部灰分高也均匀，中间线段近于水
平，表明中间密度级的物料极少，基本情况大致近于图 3-
5c。只要合理确定分选密度，煤与矸石易于分离，仍属易
选煤。
总之，在图 3-5中所列的几种煤可选性曲线，不少属
于极端情况，实际上是根本遇不到或极难遇到的。但实际
的 ?曲线却往往是上述几种极端情况的综合或几种极端情
况的过渡形式。因此，在实际生产中，要根据原煤总体性
质，合理确定工艺指标，这直接影响分选过程的难易。
2)观察和分析密度曲线的形状
密度曲线的形状反映了性质不同的煤，以及其密度和
数量在原煤中的变化关系。
δ 曲线上段 (参看图 3—2)其形状近于垂直，表示原
煤中低密度煤很多，若密度稍有增减，则浮煤量增 减很
大，而 δ 曲线另一端与 BC坐标轴接近并且形状变化缓慢近
于水平，这表示原煤中高密度的矸石较少，且在此处密度
稍有变化，而沉煤量变化不大。
δ 曲线的中段，若 1·4一 1·8kg/L之间，其斜率变化越
明显，说明中间密度的煤量越多，若分选密度稍有变化，
浮煤和沉煤的变化均较大。
如中间密度的物料多或要求在接近 δ 曲线陡峭线段处
的分选密度进行分选时，该原煤是属于难选的，或者说这
种分选制度是难以收效的。故有时可用 1.4—1·80或 1·50—
1·80kg/L这个范围的中间密度物占原煤的百分比，作为评
定煤分选难易程度的指标，这一评定可选性的方法，曾称
全量中煤法,
2、确定重力选煤的理论分选指标
1）当分选两产品时，确定理论指标
例：精灰要求 10%,从可选性曲线上可查得
精煤理论产率,80%；
边界灰分,25%；
尾煤产率,20%；
理论分选密度,1.54kg/L；
此密度下与 ε曲线交，左轴读数 15.6%，易选。
2）分选三产品时，如已确定数质量中两指标，则可查出
和补算出全部理论指标。
a) 例 精、中、矸三产品，要求精煤灰分 7.5%,尾煤
灰分 70.0%。
查可选性曲线得
精煤理论产率为 62.5%；
尾煤理论产率为 16.5%；
可算得 中煤产率 =100% - 精煤产率 – 尾煤产率
= 21.0%
（原煤灰分量 – 精煤灰分量 – 尾煤灰分量）
中煤灰分 = ——————————————————
—
中煤产率
=(100*20.5-62.5*7.5-16.5*70.0)/21.0
=20.3 %
b) 当要求精煤灰分 7.5%,中煤灰分 25%，求其它指标。
从表 2-7知，小于 1.5kg/L 产率为 76.98% 。
当精煤灰分为 7.5%时，产率 62.5%，理论分选密度
1.415kg/L
-1.5 g/cm3 组分中，去掉精煤后,
剩下的中煤及矸石混合物产率为 76.98 – 62.5 = 14.18
剩下的中煤及矸石混合物灰分为
=（ 76.98*9.47 - 62.5*7.5） /14.48 =17.97 (%)
其它可查，列于
下表
中煤、矸石混合物
密度组成表
从产率 76.98%、灰分 17.97%处作一 β’曲线
从曲线上知，中煤灰分为 25%时，尾煤产率 11.5%，中
煤产率 (37.5-11.5)%=26%,尾煤灰分可得 78.5%。
分选密度 2.00kg/L,
第三节 中国煤炭可选性评定标准
± 0.1含量法
?± 0.1 <=10.0 10.1-20.0 20.1-30.0 30.1-40.0 >40.0
等级 易选 中等可选 较难选 难选 极难选
8.5 分配曲线及其特性参数
8.5.1 分配曲线的概念
选矿工艺中重力分选过程和所有其它分选过
程，以及筛分、分级、脱水、浓缩、澄清和脱泥
等，其实都是属于分离过性。
如何从工艺角度评定分离过程的优劣，用什
么指标控制分离过程使之最佳化，这就是本章所
要分析的中心课题。因为对任何分离过程来说，
如果没有一个客观的判断方法，没有恰当的评定
指标，虽然有准确的试验结果或丰富的生产资料，
是好是坏，众说不一，也无法对分选过程的效果
进行评定，就更谈不到对分选过程实行最佳控制。
1、理想分选过程的颗粒分布
重力分选过程 (包括分级过程 )中，设备的结
构和性能以及操作制度，都是为了创造一种条件，
使原料中的矿粒按某一密度或某一粒度为界彼此
分离，从而得出两种性质不同或粒度不同的产物，
即高密度与低密度产物，或粗粒级与细粒级产物。
理想的分离过程，则其结果应该是密度大于
分选密度的矿粒全部进入高密度产物中，而密度
小于分选密度的矿粒也应全部进入低密度产物内。
理想的分级过程，以分级粒度为界，也应如此。
2、实际分选过程的颗粒分布
实际的分选过程不可能如此理想，既使分选
过程进行很好，也会是低密度矿粒大部分进入轻
产物，而其中的一少部分误入到重产物内。同样，
对于实际的分级过程，也有一些大于规定粒度的
粗颗粒进入细粒级产物，而一些小于规定粒度的
细颗粒又落入粗粒级产物中。这是由于实现分选
或分级过程的设备，其工艺性能难以完美无缺，
操作制度及技术水平更不会十全十类，加上可预
见和不可预见的种种因素的影响所造成。
总的趋势是，大于分选密度的矿粒进入高密
度产物中去的机会多，小于分选密度的矿粒，进
入低密度产物中去的机会多。密度恰好等于分选
密度的矿粒，它们进入两种产物中去的机会则是
均等的。 在数学中，机会的大小用概率表示。
3、一定密度的矿粒进入产物中的概率
对于一个矿粒而言，它进入某一产物中的概
率，是和该矿粒的密度 δ 与分选密度 δ f的差值有
关, 如果这个差值越大，矿粒进入它该去的产物
中之概率也就越大。
在密度高于分选密度的矿粒中，密度为 δ 的
矿粒，进入高密度产物中去的概率是 （ δ - δ f）
的函数,δ - δ f的差值越大，其概率越高，同
理，在密度低于分选密度的矿粒中，密度为 δ 的
矿粒进入低密度级产物中的概率是 δ f - δ 的函
数，而且 δ f - δ 的差值越大，其概率也愈高。
上面对粒度相同的矿粒才能成立，若粒度不
同，尽管矿粒密度相同，则其运动特性也有区别。
4、分配率
从统计学观点看，一个密度为 δ 的矿粒进入某
产物中去的概率，等于具有密度为 δ 的矿粒群分
配到该产物中的百分数。
例如某矿粒经分选进入低密度产物中的概率
为 90%，则可认为这种密度的矿粒群经分选过程将
有 90% 进入低密度产物。显然，另外的 10%必定
是进入了高密度产物中去。
这种分配的百分数，称为分配率，一般只考
虑在重产物中的分配率，若用 ε 表示，显然，该
粒群在轻产物中的分配率为 100- ε 。也就是说，
对任何 --种密度的矿粒群，其在重产物中的分配
率与在轻产物中的分配率之和为 100。
分配率，是指产品中某一成分 (密度级或粒
度级 )的数量与原料中该成分数量的百分比。
分配率的性质,分配率只与（ δ - δ f）或
δ f - δ 的大小有关，换言之，只要这个数值
（ δ - δ f）或 δ f - δ 相同，分配率也就相同。
例如某一分选过程，分选密度 δ f =
1400kg/m3，密度 δ = 1550kg/m3的粒群在重产物
中的分配率为 85%。因为分配率的单位是以该密度
级的数量为 100%。这就意味着，只要在同一分选
设备中，在相同操作条件下,不论原料的密度组
成如何，即可选性如何，分选密度依然要求在
1400kg/m3，则密度为 1550kg/m3的粒群其分配率
还是 85%不变。
由于分配率是 δ -δ f 的函数，在上例中这个
差值是 δ -δ f =1550-1400= 15Okg/m3，这就是说，
不管矿粒的密度如何，只要 δ -δ f =15Okg/m3，则
这种矿粒在重产物中的分配率依然应该是 85%。如
果，分选密度改为 δ f =1450k讨 m‘，对于密度 δ
1450十 150=1600kg/m3的粒群来说，其分配率仍然
是 85%。故分配率与分选密度无关。
总之,矿粒中产物中的分配率与原料的密度
组成无关，也与所要求的分选密度无关。
因此,矿粒在产物中的分配率可以反映分选
设备的构造特性与操作制度综合体现的工艺效果 。
实际情况是：密度组成变化非常大，分选密度
与要求的差得的较远时，则上述结论不准。操作
制度要调整，才能正常生产，分配率有所变化。
5、分配密度
若某一粒群在轻重产物中的分配率各为 50%时，
该粒群的密度为分配密度，用符号 δ p表示。
分配密度可代表实际分选密度。
6、分配曲线
1）分配曲线概念
分配率是某一密度的矿粒在经历分选或分级
过程中进入某种产物中的概率。原料由许多密度
级所组成，各密度级矿粒进入到产品中的分配率
用图象表示，就是分配曲线。
分配曲线是不同成分（密度级或粒度级）在某
一产品中的分配率的图示，是表示分离效果的特
性曲线。
分配曲线是荷兰工程师特鲁姆普（ K.F.Tromp)
于 1937年提出。又称 T 曲线，特鲁姆普曲线。
它不同将分选过程简单地看成两种纯组分的分
离（如高、低密度级，粗、细粒度级），而是将
原料又细分为许多质量不同的级别，用各级别进
入产物中的概率，即分配率来反映分选结果一定
程度上避免原料组成变化的影响，从而增加了效
率指标间的可比性。
利用分配曲线所确定的指标，可评价分选作业，
可对重力选矿实际产率、质量进行预测。
2）分配曲线绘制
a、坐标
100 0
分 轻
配 产
率 物
ε
0 100
密度
b、计算方法
（一）分选过程出精煤、矸石两种产品
J,G —— 为精煤、矸石中某密度级的数量占原
煤的百分数
（二）分选出精煤、中煤、矸石三种产品
第一段（出高密度矸石）
Z —— 为中煤中某密度级的数量占原煤的百分数
GJ
G
???
GZJ
G
???? 1
第二段（低密度）
（三）出三产品 先出轻产品（精煤）
第一段（低密度）
第二段（高密度）
ZJ
Z
??2?
GZJ
GZ
??
???
1
GZ
G
??? 2
c、实例
如表 2-8-10，某选煤厂采用立轮重介分选机处
理 80~0.5mm粒级经跳汰机分选后的中煤，选出精
煤煤和最终中煤两产物。
精煤实际产率 18.6%；
中煤实际产率 81.4%,
第一步,将产物的密度组成中各密度级占产物的百
分数换算成占入料的百分数 。
换算方法,
中煤：第 5列（占入料） =第 4列（占产物） × 中煤产率；
精煤：第 7列（占入料） =第 6列（占产物） × 精煤产率。
第二步，求计算原煤的密度组成。
将中煤及精煤中各密度级占入料的百分数两两
相加 (即第 5栏和第 7栏数据对应相加 )即计算原煤
的密度组成，列入第 8栏中。
第 8栏与第 3栏相比，计算原煤的密度组成与实
际入选原煤的密度组成虽然相近，但并不同。一是
因为试验存在误差；夺是原料煤在分选过程发生解
离心与泥化。在计算分配率时用计算原煤数据。
第三步：计算分配率
由分配率的定义，把各密度级第 5栏数据除以第
8栏数据，结果列入第 9栏中。
第四步：画分配曲线
根据分配率 ε和表中第 2栏平均密度值，在常数
坐标纸上画出各密度级的分配点,
用描点法将各点连成曲线。如图 2-8-16所示。
各密度级的分配率所对应的密度为该密度级上
下限的算术平均值。至于小于 1·30g/cm3及大于
1.8g/cm3的两个密度级的平均密度应采用实测值。
从该选煤厂入选原煤的密度 - 灰分关系曲线上查
得也可以。由于原煤性质的不同，对于没有下限
或没有上限的密度级，其平均密度值有时差别
很大。表 2-8-11中列出了我国某选煤厂各种原煤
的小于 1.30和大于 1·80g/cm3平均密度值可参考。
缺乏资料时，小于 1.3g/cm3的平均密度可取 1.25，
大于 1.8密度级的根据实际情况可取 2.2或 2.3。
对三产品分选机，应分别绘矸石和中煤段的分
配曲线。矸石段重产物为矸石，中煤段重产物为
中煤。有时把矸石和中煤合在一起视为重产物，
这样的分配曲线称整机分配曲线。
绘制分配曲线所需浮沉资料，尽可能多做几个
密度级。最理想按密度间隔为 0.05g/cm3，将它们
进一少划窄，再作浮沉试验。此外，浮沉试验的
最高密度试验到 2·00g/cm3为最佳。尤其采用重介
质分选机对无烟煤进行选矸，由于实际分选密度
较高，若浮沉试验只做到 1·80/cm3，就可能在分
配密度的右方只有一个分配点，甚至连一个点也
没有，致使难以绘制出一条完整的分配曲线，使
用时更加困难。一般在画分配曲线时，在分配密
度两侧应各有三个乃至三个以上的分配点，才可
能绘得比较完整和准确。
实际分选密度：分配率为 50%所相对应的密度。
例：某选煤厂跳汰机选煤出三产品，分别为矸石、
中煤和精煤，其密度组成、分配率见表。分配曲
线如图。
8.5.3 分配曲线的特性参数
分配曲线使按密度分选的结果得到了详尽地描
述。因为分配曲线的形态多种多样，为了便于对
比分析，将整个分配曲线归纳成几个特性参数。
一、呈正态分布的特性参数
1、可能偏差
对正态分布的累计概率曲线函数关系,
上式可看出，各密度级的分配率，只与分配密
度 δp及标准误差 ζ有关，只要这两参数定，分配
率与密度间就有固定关系，可绘出分配曲线。
? ??? ?
???
?
?
??
?? de
p
2
2
2
)(
2
1
呈正态分布时的标准误差 ζ与可能误差 E间又有
下列关系,
Ep =δ75 – δp = δp – δ25
即 E = (δ75 – δ25) / 2
可能偏差源于数学上或然误差，指有一半的概率
可能发生，有一半概率不可能发生的误差。表示
分配曲线上分配率为 75%与 25%处的密度 δ75 与 δ25
之间差的一半。
因此 当分配曲线呈正态分布时，可以用两个参
数描述：一是分选密度 δp,它反映了分配曲线在
图中的位置，另一个是 E值用于反映分配曲线的
陡度，类似于直线斜率。
理想条件下，物料完全按密度分选时,
E = （ δ75 – δ25 ） / 2 = 0
E越大，分配曲线偏离于理论状态下的折线愈
远，表示分选效果差，可根据 E值大小，评定重
选设备的好坏。
2、误差面积
实际的分配曲线往往不是正态分布，此时应用
E值就难以反映整个分选过程的精确度。如图 4-5
中的 1,2两曲线的 E值相同,1曲线反映的分选效
果优于曲线 2。
特鲁姆普曾提出用误差面积评定分选指标。
“用实际分配曲线与理想分配曲线间的面积大小
来
衡量分选效果的
指标”称误差面
积。
即 S△ aod + S△ boc
S△ aod — 由于分选
不精确，低密度
物料误入到重产
物中的数量，
“迷路的精煤”；
S△ boc — 由于分选
不精确，高密度
物料误入到轻产
物中的数量，
“迷路的矸石”。
用误差面积能反映实际，但缺点是,
（ 1）有时曲线两端与折线不相交，不闭合，面积
难求；
（ 2）左右不对称，两块面积代表不同的污染情况，
和为总误差量；
（ 3）使用不方便。
3、用不完善度表示
对于水介质重力分选设备，一些研究结果认为，
如果将横坐标改用 lg( δ - 1 )刻度，这样绘出的产
物分配曲线更按近于对称的正态曲线。此时分配
曲线可能偏差定义为分配率 75%与 25%处横坐标
值 lg( δ75 - 1 )与 lg( δ25 - 1 )间差值的一半，以 E’
表示。
所以
因为 δ75 = δp + E,δ25 = δp – E
所以
2
)1l g ()1l g (' 2575 ??????E
1
1lg
2
1'
25
75
??
???E
1
1
1
1
lg
2
1
1
1
lg
2
1
'
??
?
??
?
?
???
???
?
p
p
p
p
E
E
E
E
E
此时，反映整个分配曲线形状的特性参数 E’ 实际
上不再是原来含义上的 E值，而是由 E / (δp –1 )的
比值确定。 E / (δp –1 )比值一定,E’ 一定，因此
曲线形状定。上比值用 I 表示,
I = E / (δp –1 )
我国称上式为不完善度。
国内外通常都确定将 E 值用于评定重介选煤设
备效果的指标，将 I 值用于评定跳汰机等水介质
选煤设备效果的指标，有时两者也混合。
风力选煤，空气密度为 1.23kg/m3,很小，于是不
完善度为
I = E / δp
3、分选密度及参数 K 表示
张荣曾通过研究（ 3~6mm) 原料，在跳汰机中
充分分层后，得分配曲线，符合于横坐标按 g0 刻
度的正态曲线。
同上述过程得
K=E g / δp2
2、呈非正态分布的特性参数
张荣曾在“分配曲线形态及特性参数的研究”
一文指出，把分配曲线看成有效分选密度波动的
累计概率曲线，建议用三参数
（ 1）有效分选密度的数学期望 E (δ),中心为实
际分选密度 δ；
（ 2）用它的标准差作为分选误差参数；
（ 3）用偏度系数 Sp 表示分选密度两侧分选误差
分布的不对称程度。
书中（ 2-8-22）、（ 2-8-23）、（ 2-8-24）
8.6 重力选矿工艺效果的评定
一、评定的目的及对评定指标的要求
1、评定的目的
（ 1）检查生产技术管理水平和科学试验研究的效
果；
（ 2）作为生产操作技术评比的指标；
（ 3）预测可能的结果；
2、对评定指标的要求
（ 1）目的性；
（ 2）精确性；
（ 3）对比性
（ 4）简便性；
（ 5）全面性；
（ 6）单值性。
8.6.1、重力选煤工艺效果的评定
（一）可能偏差和不完善度
1、可能偏差
E =（ δ75 – δ25 ） /2
计算精确到小数点后 3位。
2、不完善度
I = E /（ δp – 1)
数值精确到小数点后 3位。
（二）数量效率
ηl — 数量效率，取小数点后一位。
数量效率是在灰分相同时，实际精煤产率 γj 与
理论精煤产率 γjo之比。
理论精煤产率由可选性曲线上可查得。
实际精煤产率的确定,
1）全量计算法
2）格式计算法（最小二乘法），用计算原煤与
入选原煤各密度级间的均方差作为检验标准。
%100
0
?????
j
j
l
（三）错配物总量
错配物总量,
m0 = mh + ml
式中,
m0——错配物总量；
mh——轻产物中大于分选密度的数量占原煤的百
分数；
ml——重产物中小于分选密度的数量占原煤的百
分数；
等误密度 ——分选作业入料中错配物相等时的那
一点密度。 δe表示。
分选密度采用分配密度或等误密度。
由于分选过程的不完善性，分选密度一定低于
理论分选密度，实践表明，低 0.05g/cm3 。
例：某选煤厂跳汰机选煤出三产品，分别为矸石、
中煤和精煤，其密度组成、分配率见表。分配曲
线如图。
第一步：计算各密度级的错配物量，见表 4-12；
第二步：绘制错配物曲线。
损失曲线：任一密度处重产品中小于该密度的数
量百分数；
污染曲线：任一密度处轻产品中大于该密度的数
量百分数；
两曲线的交点处的密度为等误密度，交点纵坐
标为错配量。
如图 4-8所示。
由图 4-7和图 4-8分别可查出矸石段的分配密度
及高密度分割时的错配物指标。
分配密度（分选密度） 1.72g/cm3 ；
轻产品中的错配量 2.2%
重产品中的错配量 2.6%
错配物总量 4.8%
图 4-8中等误密度对应各值
等误密度 1.70g/cm3 ；
轻产品中的错配量 2.4%
重产品中的错配量 2.4%
错配物总量 4.8%
由图 4-7和图 4-9分别可查出中煤段的分配密度及
低密度分割时的错配物指标。
分配密度（分选密度） 1.53g/cm3 ；
轻产品中的错配量 2.0%
重产品中的错配量 13.4%
错配物总量 15.4%
图 4-9中等误密度对应各值
等误密度 1.40g/cm3 ；
轻产品中的错配量 9.6%
重产品中的错配量 9.6%
错配物总量 19.2%
重力选煤设备工艺效果所有评定指标得出后，
填入表 4-13中。
三、重力选矿工艺效果的评定
（一）分选效率的计算
1、质量效率指标
实际精矿品位与理论最高品位之比。
2、数量效率指标
3、综合效率