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
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- 选矿 HeavyMediumSeparation
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