重液选矿法HeavyMediumSeparation.docx

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重液选矿法HeavyMediumSeparation

第八章重液選礦法（HeavyMediumSeparation）

一.重力選礦概述：

利用不同礦物比重差異的物理性質，將有價礦物富集的方法

，稱為重力選礦法或比重選礦法（GravityConcentration），例

如利用方鉛礦與石英的比重不同，將兩者分離成為富集方鉛礦的

一群與富集石英的一群，因此重力選礦可在空氣中或在液體中進

行，尤其是水中最為適宜。

僅利用不同礦物本身所具比重的差異，將輕於重液的礦物浮

起，而重於重液的礦物下沉，分離成不同比重的礦物群，如此僅

使用重液浮力的選礦法稱為絕對法（AbsoluteProcess）。

另外不

僅以礦物的比重差異為主要分離依據，且就其礦粒大小、礦粒形

狀之不同，在流體中之流動以及摩擦阻力所產生之影響為輔助因

素，使其分離富集的方法，因匯集幾種影響因素的力量達到選礦

目的，故稱相對法（RelativeProcess）也名多種力量法（Multi-

forceProcess）。

此類選礦方法都在水流中進行，所以又稱為水

流選礦法（WaterCurrentConcentration）。

所應用之水流方向可

分為垂直流與水平流兩種。

垂直流選礦法（VerticalCurrentConcentration）係利用昇

流或降流水流選礦的方法，如第九章波震機（Jig）所採用之原理

。

平流選礦法（HorizontalCurrentConcentration）利用與分

離面（SeparatingSurface）平行的水流選礦的方法，如洗桌（Sh-

akingTable）選礦法以及螺旋運動的水流如螺旋選礦法（Spiral

Concentration）。

在第十章再討論。

二.重液選礦：

若是有價礦物與脈石之比重不同，選用具有此兩種比重中間

比重的重液，將礦石投入此重液中，比重大者下沉，比重小者上

浮，也即是Archimedes'Principle，如圖8.1所示，可使兩者達

到完全之分離。

分離主要由礦石之比重差與所選用之重液，不受

礦粒大小與形狀之影響，所以它的分離精確性很高，而且可分離

比重差很小之礦物，雖然在理論上分離之礦石粒度不受限制，但

是當粒度過小之礦粒，在重液中之沉降速度變小，或受重液粘性

之影響，實際上無法達到分離之目的。

因此此選礦法除受到礦物

之比重差與重液之比重外，處理之礦石粒度與重液之粘性也是重

要的因素。

一般重力式處理之粒度下限為2～3mm，常用之上限為

　　　　　30～50mm，大者可達100mm以上，而離心式則可處理下限0.5mm

，上限為20mm左右之礦粒。

礦石之比重大都大於水，因此選用之液體都大於水的重液，

所以稱為重液選礦法（HeavyMediumSeparation）。

其產品為浮

起或下沉，故又稱為浮沉選礦法（SinkandFloatProcess）。

此

選礦法在很早以前就被提出，只有使用真比重液在實驗室進行礦

物學的研究，例如比重曲線或單離粒度等，一直至近代擬比重液

實用化以後，才應用於選煤廠或一些選礦廠取除粗粒廢石之實際

操作。

三.重液性質：

所使用之重液有兩種：

真重液（TrueLiquid）與擬重液（Heavy

PsoudoLiquid）。

真重液為真正之溶液，有可能是各種可溶性大的鹽類所溶成

的溶液，例如氯化鋅溶液、氯化鈣溶液，有可能是高比重之有機

溶液，例如四氯化碳、四溴乙烷等，常用之重液藥劑列如表8.1

所示，此類重液可保持長時間的物理穩定性，但由於價格貴，操

作損失無法全部回收，使操作成本提高，而且有腐蝕性與毒性，

因此很少在大量生產操作中使用，僅用在實驗室之研究工作中。

擬重液為一種懸浮液（WaterSuspension），係由水與懸浮於

其中之微細固粒為介質（MediumSolid）所構成，由於介質懸浮於

水中之穩定性不易保持，須設計適當之裝置使其保持懸浮狀態，

以利浮物與沉物之分離，其作用殆與真重液無異。

所用介質之價

格較便宜，可以回收再使用，無毒性與腐蝕性，而且可調配廣泛

之比重液（1.58～3.80）之優點，實際應用於工業操作上。

　　　　　擬重液常使用之介質列如表8.2所示，選用介質應考慮之因

　　　　　素首先要有足夠的密度（比重），以便在適當之容積濃度下（一般

　　　　　為25%左右）調製成比重合乎要求之擬重液，其次為便於回收，能

　　　　　夠用簡單的磁選、浮選或分級將隨產物排出之介質回收再使用。

　　　　　另外還要注意來源廣泛、價格便宜，不污染精礦。

應用最多的介

　　　　　質為粒度從-150μm含95%至-40μm含95%的矽鐵（Ferrosilicon）

　　　　　，因硬度大、耐磨、帶強磁性，容易用磁選回收，一般選用含鐵

　　　　　少於82%、含矽為15～16%最適合使用，若含矽量少於15%易腐蝕；

　　　　　大於16%磁性減弱不便回收。

另外方鉛礦、磁鐵礦或黃鐵礦等也

　　　　　常被使用。

　　　　　擬重液與真重液之性質不同，擬重液之比重和粘性是隨介質

　　　　　的性質與含量之不同而變化，而且還有如何保持穩定懸浮的問題

　　　　　，茲分別討論如下：

　　　　　1.粘度：

擬重液之粘度是以比粘度表示，即是與同條件下水粘

　　　　　度之比值。

在擬重液中介質量增加，比重也隨著上昇

　　　　　、比粘度也增大，此比粘度與比重之關係如圖8.2所

　　　　　示，各種介質都有相同之趨勢，隨著比重之增加，比

　　　　　粘度呈平緩傾斜的直線增大至某一定點，超過此點比

　　　　　粘度則呈急速之增加，近於垂直幾乎使流動性消失。

　　　　　而介質之比重較大者平緩的直線部份較長，相同比重

　　　　　介質之粒度大小與形狀也會影響比粘度，相同粒度越

　　　　　接近圓形者之比粘度越小。

因此對粘度分怖廣泛之微

　　　　　細粒之容積濃度為0.36～0.38。

若經整粒則容積濃度

　　　　　可增至0.45～0.48。

介質粒度越粗比粘度之上昇越緩

　　　　　。

　　　　2.比重：

擬重液之比重可由下式計算求得

　　100W

　　R=──────（8-1）

　　A+（100-A）W

　　　R：

擬重液之比重

　　　W：

介質之比重

　　　A：

擬重液100g中介質之g數

　　比重R之擬重液想以比重W之介質獲得的話

　　100W（1-1/R）

　　A=──────（8-2）

　W-1

　　由以上之關係可知介質A重量加入水（100-A）重量混合

　　即可。

　　　　　一般採用研磨之介質容積濃度約在17～35%，大部份在25%左

　　　　　右，而採用近似球形之介質容積濃度可達43～48%，它們相對應之

　　　　　重量濃度為50～60%及85～90%。

矽鐵介質重量濃度為90%時，可得

　　　　　最大之擬重液比重為3.8。

　　　　　3.穩定性：

是擬重液維持自身密度不變的一種性質，常以沉降

　　　　　速度V之倒數表示穩定性之大小，稱為穩定性指標Z

　　　　　，即

　　　1

　　　Z=──（S/㎝）（8-3）

　　V

Z值越大表示擬重液之穩定性越高，越適於重液分選。

穩定性恰好與降低比粘度的因素相對立，介質粒越細形狀越

不規則，容積濃度越大以及含泥量越多，則穩定性越高，比粘度

也越高。

在實際之作業中，是以緩慢的機械攪拌或使擬重液處於

流動狀態下保持懸浮之穩定。

　　　　　四．重液選礦機（HMS,HeavyMediumSeparator）：

　　　　　HMS可分為重力式（Gravitional）與離心式（Centrifugal）兩

　　　　　種。

　　　　　A.重力式HMS

　　　　　重力式HMS可由各種形狀之容器，含有給礦與重液之給入口

　　　　　，浮礦與沉礦之排礦設備所構成，其中排礦方法、浮選可簡單地

採用耙式或溢流法排出，沉礦之排出則須要考慮如何避免同時排

　　　　　出過多之重液，而擾亂容器內之比重分層之進行，因此重力式HMS

之設計重點在於沉礦之排礦方法。

A-1WemcoConeSeparator（Wemco錐形選礦機）：

如圖8.3所示，由於具有較大之沉礦容積，而廣泛地應

　　　　　用於礦物分選。

錐形槽直徑可大至6m，給礦最大粒可達10cm，而

　　　　　處理量達500t/n。

給礦與補充重液直接給入浮礦面下幾公分處，

槽中有一主軸（有可能是一空心軸，圖8.3右）帶著攪拌片旋轉

，使重介質維持均勻的懸浮。

浮礦採溢流排出，沉礦下沉至錐間

由泵浦抽出或由空心軸之空氣提升機（AirLift）排出。

A-2DrumSeparator（鼓形選礦機）：

如圖8.4與8.5所示，是由4.3m直徑，6m長之圓筒，最大

　　　　　處理量可達450t/n，可處理最大給礦粒度在30cm。

圓筒水平安裝

，利用齒輪以2r.p.m.之轉速轉動，給礦與重液由筒的另一端給

　　　　　入。

在筒內輕重礦石分層，重礦石沉至筒底，由筒壁所焊之揚板

（Lifter）提聲至沉礦溜槽（SinkLaunder）排出機外，浮礦則隨重

　　　　　液由另一端溢流排出，產生重礦、中礦、輕礦三種產物。

在給礦

不穩定情況下，這種兩段分選設備可獲得穩定產品之品質，有利

於改善分選效果。

A-3Drewboybath：

如圖8.6所示，具有大浮礦容積，在英國普遍使用於渣

煤、原煤與部份重液由槽的一端給入，部份重液由槽底給入，浮

礦由槽另一端之鏈帶（chainstrap）排出。

沉礦則由傾斜軸所固

定之輻射狀多葉片輪（radial-vanedwheel）從槽底提升排出。

A-4Norwaltwasher：

如圖8.7所示，在南非為最普遍的一種重液選礦機，由

　　　　　環狀槽與攪拌臂（stirringarm）所構成。

原煤由槽中央給入，浮

礦被攪拌臂帶到槽的另一邊以溢流排出，沉礦由槽另一邊所設之

輪式提升機（wheelelevator）排出。

B.離心式HMS

離心式HMS可提高重液之離心力與降低重液粘性，因此處理

　　　　　之礦石粒度下限可達0.5mm，而廣泛地應用於礦石與煤礦之分選

。

近來導入重介質含量之自動控制系統，可使重液比重之變化範

圍穩定在±0.02以內，因此洗煤粒度可降至0.1mm，能有效地將

煤所含之黃鐵礦去除，也用在鉛－鋅礦0.16mm以上粒度之分選。

此類裝置因重液在容器內高速旋轉,使重介質之泥化程度提高，

　　　　　而增加重介質之損失量，也使設備容器之磨損加大。

B-1DMScyclone（DMS渦錐器）：

如圖8.8與8.9所示，是由DutchStateMines所開發用

於處理40～50mm礦石或煤炭的機種，其構造與原理跟一般之濕式

渦錐分級機（第四章第十節所述）相同，僅是所使用的介質不是

水而是比重較大的重液。

進入渦錐器的礦石受離心力之作用，其

　　　　　比重大於重液的礦石所受之離心大，向外側運動某中於器壁，沿

　　　　　錐形部向下由排礦口排出成為沉礦。

比重小於重液的礦石所受離

　　　　　心力小，向中心某中由旋渦管排出成為浮礦。

同時在渦錐器內之

重液所含重介質也因受離心力作用，重介質也會自內向外，由上

　　　　　而下的運動，使濃度漸增加而發生濃縮現象。

也就是採用比重較

　　　　　小之懸浮重液，因濃縮所發生之濃縮現象，可在器壁周圍與排礦

　　　　　口附近獲得較原重液大的比重，因此可選用比實際要分選的比重

　　　　　為小的重液來進行，例如要去除錫礦中之尾礦可選用比重為2.3

～2.4的重液，達到去除2.6的尾礦目的，這是離心式HMS的一大

特徵。

DMS渦錐器可採直立、傾斜或橫臥式安裝。

B-2Vorsylseparator：

如圖8.10所示，在美國研製成功後，已成為許多洗煤

　　　　　廠用來處理30mm以下細煤的主要洗煤機。

其構造為直徑60cm的直

立圓筒，上部有一切線方向之給礦口，礦石與重液由此進入筒內　

形成旋渦流，浮礦由筒體下部插入之旋渦管（vortex-finder）排

出，在筒體下部有環狀咽喉（Throat）通路，與旋渦管同心安裝以

便沉礦排出。

由於旋渦流作用而在圓筒底部形成壓力差，造成底

部有一股很強的向中心流動之溢流，將沉礦與接近重液的礦石從

強離心力的周壁區域攜帶離開，而在此再進行一次確實之分離，

沉礦則通過咽喉通路進入沉礦室（shalechamber），而排入旋渦

　　　　　索引室（vortextractor）。

在旋渦索引室內產生向上旋渦留流流

　　　　　向旋渦索引噴嘴（VortextractorNozzle）排出，使壓力下降。

可

　　　　　由噴嘴之大小來控制重液排出量，以及所排出之浮礦之品質。

B-3Dynawhirlpoolsiparator：

　　　　　　　如圖8.11所示，是由美國MineralsSeparationCorpor-

ation所開發之產品，主要應用於0.5～30mm之礦石或煤炭的分選

。

由一中空圓柱體傾斜安裝（選煤時傾角16，選礦時傾角25～

30），長度與直徑比為4:

1～5:

1，上端軸向孔為給礦口，下端有

一浮礦排礦口（FloatDischarge），兩端附近分別有一切向重液進

口（下方）與一切向沉礦排出口（上方）。

在圓柱體內之礦漿，

受到由下端切向進入重液（操作所需重液之80～90%經由此處進入）

之作用形成旋流，沉礦由上端切向出口排出，浮礦沿軸線向下運動

　　　　　，由下端浮礦排礦口排出。

礦石進口與沉礦出口很靠近，如此之結

　　　　　構優點為減少筒體內部之磨損。

浮礦排出口與沉礦排出口之間會有

　　　　　上述B-1,DMScyclone同樣之重介質濃縮現象，可使用比重較低重

液進行分選。

B-4ARCODEMSSeparator如圖8.12是由B-2的Vorsylsepar-

ator與B-3的Dynawhirlpoolseparator兩者合併的構造。

B-5Tri-Floseparator如圖8.13所示，是由兩台DynaWhirl-

poolSeparator串聯所構成，可在一台的設備中進行兩段分選，與

A-2兩室鼓形分選機具同樣的意義。

五．操作流程：

浮沉法實際應用時，其流程如圖8.14、8.15所示，主要操作步

驟如下：

（1）.原砂過篩及水洗，以除去粉末。

（2）.流出原砂之水份。

（3）.將原砂給入分離機（SeparatingVessel），比重大者下沉，輕

者上浮。

　　　　（4）.將浮及沉產品，分別取出，並使介質流出。

　　　　　　（5）.用水洗去產品上附著之介質。

（6）.循環流出之介質，再入分離機。

（7）.水洗所得之介質，經淨化手續，除去離質。

（8）.濃集淨化後之介直，至所需之比重，再入分離機使用。

六．分選效率評估（EvaluatedEfficiencyofSeparation）

為瞭解不同比重的礦物在礦石中所佔的份量，可用比重不同的

重液作浮沉實驗（FloatandSinkTest）也稱實驗室重液實驗（Labo-

ratoryHeavyLiquidTest），就此實驗結果可繪製可選性曲線，以

供確定該礦石採用重液選礦之可行性，適宜的選礦粒度（如前述第

　　　　　二章第三節），有效的分選比重以及可能達到之分選效果，作為重

　　　　　選流程之設計依據。

　　　　　　1.可選曲線（WashabilityCurves）

可選性實驗是探討在接近理想條件下之分選情形，因此大都選

　　　　　用真比重液進行，如四溴乙烷，以煤油稀釋成一系列不同比重之重

　　　　　液，盛於不同之玻璃容器內如圖11.9所示，將實驗礦樣置入比重最

大之重液中，攪拌均勻停止若干分鐘，等浮沉礦物分離後，自液面

　　　　　耙出浮礦，經清洗後再置入次一比重之重液中依次進行，再就各沉

礦與最後浮礦分別清淨、烘乾、稱重供成份分析。

結果可獲得如表

11.1中之第1,2,4欄（column）之數據，再經計算即可完成如表11.1所

示之結果。

對此含錫礦石若採用2.75比重液進行分選，由第3與第6

欄知道有68.48%之礦石輕於比重2.75成為浮礦，而有3.81%的錫會隨

著浮礦浮起而損失。

換句話說，錫的回收率為96.19%，回收重量為

31.52%。

如表11.2，表中第1欄為所使用一系列重液之比重。

第2,3欄分

別表示所對應重液之浮煤重量（%）與所含灰量（%）。

第4欄是第2欄與

第3欄之相乘積，表示所對應比重浮煤之總含灰量。

第5欄表示分離

比重。

第6欄為浮煤重量之累計（%）。

第7欄為浮煤含灰量之累計。

第

8欄為第7欄被第6欄所除之商，即為煤中之含灰量%（即品位），第9

欄與第10欄分別是第2欄與第4欄由下往上之累計，第11欄與第8欄之

　　　　　計算方法一樣。

第10欄被第9欄所除之商。

由表中第5欄為橫軸與第6

欄繪圖，可得煤之可選曲線（WashiabilityCurves），為表示淨煤回

　　　　　收率與重液比重之關係。

第6欄與第8欄為橫軸繪圖，可得累計浮物

曲線（CunulativefloatCurves或rieldofFloatCurves），為表

　　　　　示淨煤回收率與所含灰分之關係，結果如圖11.13所示。

假若淨煤要

求含灰率在12%時，可由圖上瞭解應採用之比重為1.465，可從原煤

　　　　　中回收55%的淨煤。

同時可就相鄰±0.1或±0.05上下比重液之浮礦

總量加以比較，可獲知該比重分選之難易程度，若浮礦量多，則比

　　　　　重液稍微有變動，對浮礦品位與回收率之影響較大，表示此比重分

選較難，浮礦量少則易於進行，亦可作為重力分選方法之選擇指標

，其難易程度及分選程序之選擇表示如表11.3。

以表11.1為例，用

　　　　　比重2.60分選，2.55～2.60之浮礦有9.22%，2.60～2.65之浮礦有26

　　　　　.11%，故2.60±0.05比重範圍之浮礦有35.33%，對全體浮礦而言，

　　　　　應除以最大比重之累計浮礦量即89.82%，才是在浮礦中所佔之量，

　　　　　此值應為39.33%（35.33%×100/89.82%）。

若改用比重2.75分選，其

　　　　　浮礦有25.42%，則為分選較易。

2.機率誤差（probableerror,EP）及精確指數（sharpnessindex,

S.I）

上述在實驗室進行的批次實驗，有足夠的時間來讓它達到完全

分離，是接近理想的條件。

實際連續分選過程中，浮礦與沉礦是連

續排出，與重液比重相差較大之礦粒，不管上浮或下沉之速度較快

　　　　　，而接近重液比重之礦粒往往沒有足夠的時間達到上浮或下沉，有

　　　　　可能該上浮之礦粒與下沉礦粒一起排出，產生所謂誤置（Misplaced）

情形。

誤置之多寡即為分選效率（EfficiencyofSeparation），因

　　　　　此分選機之分選效率與其性能評估可用分配曲線（partition或Tromp

Curvc）的斜率來表示。

分配係數（partitioncoefficient）所示的是

給礦中含有多少在某比重該下沉之百分比，就此分配係數與對應之

　　　　　重液比重所繪製之圖即分配曲線，如圖11.14。

理想的分配曲線顯示

所有較分選比重大的礦粒全部下沉，比重較這小者全部上浮。

在實

際之分選過程，分選比重與重液差異懸殊之礦粒之分選效率較比重

與重液接近之礦粒為佳，礦粒比重越接近重液比重其分選效率越差

。

因此形成與理想分配曲線不一致之曲線，與50%分配係數相對應之

重液比重稱為有效分選比重（EffectivedensityofSeparation

P50），而分配曲線在25%與75%之間常呈直線，可由此段斜率表示分

　　　　　選效率，而分選機率誤差也是就75%與25%所對應之比重，如圖11.14

所示A、B兩比重差之一半來表示。

A-B

EP=───

2

EP值愈小，即分配曲線在25%與75%之間越靠近理想曲線，分選

　　　　　效率越佳。

因理想曲線為一垂線EP=0，而實際分選之分配曲線EP值

一般都0.02～0.08之範圍，最適合於評估操作因素單純之重液選礦

，對於操作因素較為複雜之搖洗桌、螺旋分級機以及洗槽等較不適

合。

有時在不同P50所進行之分選，有可能獲得形狀上相類似之分配

曲線，表示據有相同之分選效率，但EP值卻不相同。

因此有以經確

指數S.I.替代EP來評估分選效率的情形。

S.I.=B/A

3.分配曲線之繪製（ConstructionofpartitionCurves）

分配曲線可以由實驗室浮沉實驗之結果計算獲得，與可選曲線

　　　　　所依據之基本數據有相同之處，但計算方法卻有所不同，茲以表

11.4之洗煤為例，表中第1欄與第2欄是實驗結果，而且也由實驗獲

　　　　　知原煤中浮礦率為82.60%，則沉礦率為17.40%，將第1欄乘以浮礦率

獲得第3欄；同樣第2欄乘以沉礦率得第4欄。

第5欄是第3欄與第4欄

相加值，即為原煤在該比重分選所佔百分比。

第6欄是平均比重值（

nominalsp.gr.）。

第7欄就是分配係數，由第4欄被第5欄所除之商

。

依第6欄為橫軸與第7欄作圖即為分配曲線（與篩分之分配曲線意

　　　　　義相同，只是橫軸的表示方式，一為比重，一為粒徑之不同而已）。

另一例可借用表11.1所示之錫礦，經平均2.725比重之重液分選

機分選後，列如表11.5之結果來說明。

表中第1,2,3欄均是表11.1所

示之浮沉實驗結果，由表可查知，沉礦量應為44.0%，浮礦量為56.0

%。

第4欄與第5欄則為分選後沉礦與浮礦之浮沉實驗結果。

第6欄與

第9欄分別為第1欄乘第4欄之積，以及第1欄乘第5欄之積，即為對應

　　　　　比重之沉礦或浮礦之百分比。

第7欄與第9欄所示之含錫品位，是假

　　　　　定在實驗室之浮沉實驗，對相同之礦石所作之浮沉品位應相同之前

　　　　　提下，與第2欄相同。

第8欄與第11欄為沉礦與浮礦之錫含量分布（

　　　　　第6欄乘第7欄除以第2欄所合計之原礦品位等於1.12%）。

可就平均

　　　　　比重（Nominalsp.gr.）為橫軸，與第4欄之沉降分布繪圖，得11.16

圖，由圖上求得25%與75%之分配係數所對應之分選比重分別為2.665

與2.810，則EP=0.07。

實驗之沉礦回收量，可由第6欄之合計得40.6

%，錫之總回收率由第8欄之合計得95.29%，結果與實驗室理想條件

　　　　　所得對原礦之回收量31.52%，回收率96.19%，要稍微差一些。

　　　　　七.磁性流體：

供參考

1.前言

在1965年美國航空宇宙局（NASA）製造出一種安定分散之磁性

膠體液，對磁場之感應舉動與液體所具特性沒有差異，因此將此

種液體稱為磁性流