第5次讲课程名称：《重力选矿》摘要第三章水力分级第四节分级效果的评价授课题目（章、节）第四章重介质选矿T本讲目的要求及重点难点：【目的要求】通过本讲课程的学习，掌握分级效果的评价以及重介质选矿的概述。【主要内容】1、分级效果的评价2、重介质选矿的概述【重点】分级效果的评价内容【本讲课程的引入】这节课我们接着介绍水力分级效果的评价，并对第七章重介质选矿的一些基本概念做个简单的介绍。【本讲课程的内容】第四节分级效果的评价在理想情况下，分级应按预定粒度分成粗、细两种产物，但是实际分级过程中因受水流的紊动以及颗粒密度、形状的影响，使粗、细颗粒在对立产物中发生了混杂，为了评定混杂程度，用分级效率作为判据。9u90d0060494.000900-A40000O010oDESAD000044包1TO00g000400DOO000000s1054.AOD000(b)(a)图分级产物对比（a）理想的分级情况：（b）实际的分级情况常见表示分级效率的方法有两种：一种是公式计算方法，另一种是图示法。我们在前面讲了不少分级设备，分级设备工作好坏，需进行评价，在实际中用分级效率来评价，评价包括数量和质量两个方面，常见表示分级效率的方法有两种：一种是公式计算方法，另一种是图示法。下面介绍这两种方法。一、用粒度分配曲线评定分级效率分配曲线法是用统计的方法评定分级效率的一种方法。分配率：原料中某一粒级（100）进入沉砂和溢流的百分数称作该粒级的分配率。产物中该级别重量×100%8原料中该级别重量粒度分配曲线：原料中各个粒级在沉砂或溢流中分配率随粒度变化的曲线称为粒度分配曲线
课程名称：《重力选矿》 第 5 次讲 摘要 授课题目（章、节） 第三章 水力分级 第四节 分级效果的评价 第四章 重介质选矿 第一节 概述 本讲目的要求及重点难点： 【目的要求】通过本讲课程的学习，掌握分级效果的评价以及重介质选矿的概述。 【主要内容】1、分级效果的评价 2、重介质选矿的概述 【重 点】分级效果的评价 内容 【本讲课程的引入】这节课我们接着介绍水力分级效果的评价，并对第七章重介质选矿的 一些基本概念做个简单的介绍。 【本讲课程的内容】 第四节 分级效果的评价 在理想情况下，分级应按预定粒度分成粗、细两种产物，但是实际分级过程中因受水 流的紊动以及颗粒密度、形状的影响，使粗、细颗粒在对立产物中发生了混杂，为了评定 混杂程度，用分级效率作为判据。 常见表示分级效率的方法有两种：一种是公式计算方法，另一种是图示法。 我们在前面讲了不少分级设备，分级设备工作好坏，需进行评价，在实际中用分级效 率来评价，评价包括数量和质量两个方面，常见表示分级效率的方法有两种：一种是公式 计算方法，另一种是图示法。下面介绍这两种方法。 一、用粒度分配曲线评定分级效率 分配曲线法是用统计的方法评定分级效率的一种方法。 分配率：原料中某一粒级（100）进入沉砂和溢流的百分数称作该粒级的分配率。 = 100 原料中该级别重量 产物中该级别重量 ％ 粒度分配曲线：原料中各个粒级在沉砂或溢流中分配率随粒度变化的曲线称为粒度分 配曲线
下面以书中的示例来说明如何绘制分配曲线：表6-1分级产物的粒度组成和分配率的计算产物控度组战，占本产物粒度级别产物粒度组成卢原料粒级分配率（%）（老卡）就（）沉砂(%)流（%)）沉砂（%）溢原料（%）汽砂中溢流中(1)(2)(3)(4)(5)(6)(7)1*)+ 0.8411.03.93.9190.00.840.3+ 0.4242.30.215.315.51.398.7 0.42+0.253.521.92.27.910.121.878.20.25+ 0.157.86.85.02.57.566.533.30.15+0.1053.91.42.50.53.083.316. 0.105+0.0754.01,22.5042.9$6.213.80.075+0.0080.515.451.55.657.11.890.2计合100.0100.063.936.1100.0本例1）首先从溢流和沉砂中取有代表性试样，直接称重或计算出对原料的产率；中溢流的产率rov=63.9%，沉砂产率r，=36.1%；2）用同一组套筛（或水析器）对沉砂和溢流进行筛析（或水析），并计算出各粒级对本产物的产率：得表中（2）、（3）栏；3）将溢流和沉砂中各粒级对产物的产率分别乘以溢流和沉砂的产率，得各粒级对原料的产率：（2）X63.9=（4）栏，（3）X36.1=（5）栏，(4)+(5) =(6);4）各粒级在溢流和沉砂中相对原料的产率除以该粒级产率，得该粒级在溢流和沉砂中的分配率；（4）一（6）=（7）栏；溢流分配率：（5）：（6）=（8）栏：沉砂分配率。（5）取直角坐标纸，横坐标表示粒度，左测纵向坐标自上而下溢流分配率，右侧自下而上为沉砂分配率，先按各粒级范围画出阶梯折线，通过折线中点连成曲线即为分配曲线。19r9020↓80703040J60eseov30J50 %%1 60-40↑ 70308012090d2sHd1odisdsod25100LJo050100150200250300350400450500微米图6-11粒度分配曲线分离粒度：在分配曲线中，分配率在沉砂和溢流中各占50%的粒度称作分离粒度，用dso表示。本图中分离粒度dso=235μm。分配曲线的形状反映了分级效率，可以评定分级效率，曲线愈陡，表明分级进行愈好
下面以书中的示例来说明如何绘制分配曲线： 表 6-1 分级产物的粒度组成和分配率的计算 1）首先从溢流和沉砂中取有代表性试样，直接称重或计算出对原料的产率； 本例 中溢流的产率 OV r ＝63.9%，沉砂产率 s r ＝36.1%； 2）用同一组套筛（或水析器）对沉砂和溢流进行筛析（或水析），并计算出各粒级对 本产物的产率；得表中（2）、（3）栏； 3）将溢流和沉砂中各粒级对产物的产率分别乘以溢流和沉砂的产率，得各粒级对原料 的产率；（2）×63.9＝（4）栏，（3）×36.1＝（5）栏， （4）＋（5）＝（6）； 4）各粒级在溢流和沉砂中相对原料的产率除以该粒级产率，得该粒级在溢流和沉砂中 的分配率； （4）÷（6）＝（7）栏；溢流分配率； （5）÷（6）＝（8）栏；沉砂分配率。 （5）取直角坐标纸，横坐标表示粒度，左测纵向坐标自上而下溢流分配率，右侧自下 而上为沉砂分配率，先按各粒级范围画出阶梯折线，通过折线中点连成曲线即为分配曲线。 图 6-11 粒度分配曲线 分离粒度：在分配曲线中，分配率在沉砂和溢流中各占 50%的粒度称作分离粒度，用 d50 表示。 本图中分离粒度 d50＝235μm。 分配曲线的形状反映了分级效率，可以评定分级效率，曲线愈陡，表明分级进行愈好
分级效率愈高，在理想情况下，分配曲线为以d50为界线的垂直线。实际评定是用分配曲线中间段偏离垂直线的倾斜程度表示分级效率，通常取分配率为25%或75%的粒度与分离粒度dso的差值作为衡量的标准，称作可能偏差，用Ef表示。d=d2o-dso，d"=dso-drs，由于d和d"不一定相等，故用平均值来表示。ds-drsE,=2式中：dz5、d7s一一溢流（或沉砂）中分配率为25%和75%的粒度值。315-175 = 70 μum 。本例：d5=315μm、dzs=175μm，Ef=2二、分级效率的计算公式设：原料的总量为100%，其中小于分离粒度的含量为α%，大于分离粒度的含量为（100一α）%，分级后：细粒产物的产率为%，其中小于分离粒度的含量为β%，大于分离粒度的含量为（100一β）%；粗粒产物的产率为（100一）%，其中小于分离粒度的含量为0%，大于分离粒度的含量为（100一0）%。如下图：.原料=100%—100-分级细产物%租产物（100-）%100-Y084--100~0100-图6-12计算分级效率的示意图1、只反映数量的效率计算公式量效率：细粒组在溢流中的回收率，即原料中的空白面积与溢流中的空白面积之比：βx100%6100α细粒级在产物中分配平衡：100α=β+（100—）0α-0X100%6代入上式得：Fβ-0β(α-)X100%6fα(β-)2、反映数量和质量的计算公式分级效率表示为溢流中细粒级的回收率，与粗颗粒在溢流中的回收率（即粗粒的混杂率）之差。细fine粗coarse"=细粒级在溢流中的回收率一粗粒在溢流中的回收率
分级效率愈高，在理想情况下，分配曲线为以 d50 为界线的垂直线。 实际评定是用分配曲线中间段偏离垂直线的倾斜程度表示分级效率，通常取分配率为 25％或 75％的粒度与分离粒度 d50 的差值作为衡量的标准，称作可能偏差，用 Ef 表示。 20 50 ' d ＝d − d ， 50 75 " d = d − d ，由于 d＇和 d”不一定相等，故用平均值来表示。 2 d25 d75 Ef − = 式中：d25、d75――溢流（或沉砂）中分配率为 25％和 75％的粒度值。 本例： d25＝315μm、d75=175μm，Ef＝ 70m 2 315 175 = − 。 二、分级效率的计算公式 设：原料的总量为 100％，其中小于分离粒度的含量为 ％，大于分离粒度的含量为 （100－ ）％，分级后：细粒产物的产率为 ％，其中小于分离粒度的含量为 % ，大于 分离粒度的含量为（100－β）％；粗粒产物的产率为（100－ ）％，其中小于分离粒度 的含量为 ％，大于分离粒度的含量为（100－ ）％。如下图： 图 6-12 计算分级效率的示意图 1、只反映数量的效率计算公式 量效率：细粒组在溢流中的回收率，即原料中的空白面积与溢流中的空白面积之比： 100％ 100 = f 细粒级在产物中分配平衡： 100＝＋（100－） － － ＝ ×100％ 代入上式得： （ － ） （ － ） ＝ f ×100％ 2、反映数量和质量的计算公式 分级效率表示为溢流中细粒级的回收率 f 与粗颗粒在溢流中的回收率 c （即粗粒的 混杂率）之差。细 fine 粗 coarse ＝ 细粒级在溢流中的回收率－粗粒在溢流中的回收率
n=8 -8,- B_ 2(100-β%100-αa其中8，表示入料中细颗粒回收到溢流产物中的数量，而。表示对溢流产物质量降低的影响。第四章重介质选矿第一节概述一、重介质选矿基本原理任何重力分选过程都是在一定的介质中进行，通常我们把密度大于水(1g/cm）的介质称为重介质。在这样的介质中进行的选矿称为重介质选矿。分选的基本原理是阿基米德原理，完全属于静力作用的过程，就是在任何物体浸没于介质中都要受到介质的浮力，浮力的大小等于物体排开同体积介质的重量，即：P=Vpg。由该式可知，物体所受浮力P的大小，随所用介质的密度的增大而增大。我们又知道颗粒在介质中的有效重力Go为：G=G-P_d(α-p)gGo的方向取决于（-P)的符号，凡是>P的矿粒，Go为正，矿粒在介质中沉降，集中到分选机的底部（重矿物）；反之，8<p的矿粒，Go为负，矿粒在介质中上浮，集中到分选机的表面（轻矿物），那么，凡是S=p的矿粒，Go=0，矿粒悬浮于介质中。此时，矿粒在重介质中浮起还是沉降，运动方向的取向，重介质的性质起着决定性的影响。为了达到分选的目的，重介质的密度应该界于重矿物和轻矿物之间，即：10,<psu<02理论上讲，矿粒的粒度和形状对分选过程不再有影响，因此使得重介质选矿，可选分粒度级别很宽，密度差特别小，形状各异的物料。换言之，只要被选物料，其轻、重产物密度有所差别，采用重介质选矿分选，就可得到理想的分选效果。这也就是对于难选及极难选煤，应采用重介质选煤方法的原因。但是，在工业生产中实际情况并非如此。因为在重介质物料完成分离过程时，轻产物的上浮和重产物的下沉，其浮沉分层速度是物料粒度及物料与介质密度之差的函数。颗粒粒度越大，颗粒密度与介质密度之差值越大，粒群在重介质中的分层速度也就越快：粒度若越小，密度差值越小，显然分层速度就会越慢。如果被选物料粒度级别很宽，对于其中粒度很小、密度与介质密度又很接近的物料，为使分层完善，所需分选时间则需很长，势必导致设备生产能力下降。如果要保持设备具有一定的生产能力，则会使分选效率降低。因此，物料选前应进行筛分，使其粒级适当变窄，然后分级入选。目前，在重力场中分选时，矿石其给料粒度下限约为2~3mm，选煤时为3~6mm。如果是离心力场中分选时，物料粒度下限为0.5mm或更低些。给料的粒度上限，主要是由原矿的粒度嵌布特性及重介分选机的规格尺寸所决定。对于金属矿石常见为50~150mm。二、重介质的种类重介质有两类：一是重液，一是重悬浮液。（1）重液：是一种均质液体，是某些高比重可溶性盐类的水溶液（如KI十Hgl2的水溶液，又称杜列液，Psu=3.17～3.2g/cm2）和某些高比重的有机溶液（如三溴甲烷，四
f c = − = % 100 (100 ) − − − 其中 f 表示入料中细颗粒回收到溢流产物中的数量，而 c 表示对溢流产物质量降低 的影响。 第四章 重介质选矿 第一节 概述 一、重介质选矿基本原理 任何重力分选过程都是在一定的介质中进行，通常我们把密度大于水(1g/cm3 )的介质称 为重介质。在这样的介质中进行的选矿称为重介质选矿。分选的基本原理是阿基米德原理， 完全属于静力作用的过程，就是在任何物体浸没于介质中都要受到介质的浮力，浮力的大 小等于物体排开同体积介质的重量，即： P = Vg 。由该式可知，物体所受浮力 P 的大小， 随所用介质的密度的增大而增大。 我们又知道颗粒在介质中的有效重力 G0 为： g d G G P ( ) 6 3 0 = − = − G0 的方向取决于 ( − ) 的符号，凡是 的矿粒，G0 为正，矿粒在介质中沉降， 集中到分选机的底部（重矿物）；反之， 的矿粒，G0 为负，矿粒在介质中上浮，集中 到分选机的表面（轻矿物），那么，凡是 = 的矿粒，G0＝0，矿粒悬浮于介质中。此时， 矿粒在重介质中浮起还是沉降，运动方向的取向，重介质的性质起着决定性的影响。 为了达到分选的目的，重介质的密度应该界于重矿物和轻矿物之间，即：↑ 1 su 2 。 理论上讲，矿粒的粒度和形状对分选过程不再有影响，因此使得重介质选矿，可选分 粒度级别很宽，密度差特别小，形状各异的物料。换言之，只要被选物料，其轻、重产物 密度有所差别，采用重介质选矿分选，就可得到理想的分选效果。这也就是对于难选及极 难选煤，应采用重介质选煤方法的原因。 但是，在工业生产中实际情况并非如此。因为在重介质物料完成分离过程时，轻产物 的上浮和重产物的下沉，其浮沉分层速度是物料粒度及物料与介质密度之差的函数。颗粒 粒度越大，颗粒密度与介质密度之差值越大，粒群在重介质中的分层速度也就越快；粒度 若越小，密度差值越小，显然分层速度就会越慢。如果被选物料粒度级别很宽，对于其中 粒度很小、密度与介质密度又很接近的物料，为使分层完善，所需分选时间则需很长，势 必导致设备生产能力下降。如果要保持设备具有一定的生产能力，则会使分选效率降低。 因此，物料选前应进行筛分，使其粒级适当变窄，然后分级入选。 目前，在重力场中分选时，矿石其给料粒度下限约为 2~3mm，选煤时为 3~6mm。如果 是离心力场中分选时，物料粒度下限为 0.5mm 或更低些。给料的粒度上限，主要是由原矿 的粒度嵌布特性及重介分选机的规格尺寸所决定。对于金属矿石常见为 50~150mm。 二、重介质的种类 重介质有两类：一是重液，一是重悬浮液。 （1）重液：是一种均质液体，是某些高比重可溶性盐类的水溶液（如 KI＋HgI2 的水 溶液，又称杜列液， 3 su = 3.17 ~ 3.2g / cm ）和某些高比重的有机溶液（如三溴甲烷，四
溴乙烷C2H2Br4与有机溶剂组成的液体，Psu=2.7~3.0g/cm2）。特点：重液来源有限，价格较贵，又往往有毒，不易回收。虽然具有物理性质稳定的优点，但在生产几乎没有采用，一般用在试验室分离矿物和测定矿物的密度组成（浮沉试验)。（2）重悬浮液：是高密度的固体微粒与水混合组成的非均质的两相介质。把高密度的固体微粒叫加重质。如硅铁S=6900kg/m2、磁铁矿S=5000kgl/m2、黄铁矿S=4900～5100kg/m等。加重质均匀分散于水中，这样就增大了介质的密度，被选矿石在其中所受到的浮力作用如同在密度相同的重液中一样，所以在工业上获得广泛应用，目前所讲的重介质选矿，实际上是重悬浮液选矿。表7-1选矿常用加重质的性质密度配成悬浮液的最大物种类摩式硬度磁性回收方法(kg/m2)理密度（kg/m2）690063800磁选硅铁强磁性方铅矿75002.5~2.73300非磁性浮选磁铁矿500062500磁选强磁性黄铁矿6浮选4900~51002500非磁性毒砂5900~6200非磁性浮选5.5~62800三、重介质选矿的应用重介质选矿方法中一种严格按密度分选的方法。它可以把轻、重矿物密度差为0.1左右的矿石得到有效的分选。因此，广泛用于选煤和各种金属矿石及非金属矿石选别。选煤时可直接得到精煤和尾煤，而选别金属矿石时可得到粗粒废弃的尾矿和粗精矿。重介质分选金属矿石时，受到加重质密度的限制，难以配制很高密度的悬浮液，一般只能配制比轻矿物密度略高一些的重介质。因此，重介质选矿难获得高品位的最终精矿，只能除去低密度单体脉石或采矿时混入的围岩，作为预先分选作业。故该方法选矿时，适合处理粗粒浸染或集合浸染的矿石。因为这种矿石经过粗碎和中碎后，可有大量的单体脉石和围岩解离出来，经重介质选矿将其除去，使之不再进入磨矿和选别作业，这样可以大大降低每吨原矿的生产成本，同时提高了入选品位。由于受重介质密度的限制，故该方法在金属矿选矿时，只能作为预选作业，使有用矿物得到初步的富集，主要甩掉脉石。目前，重介质选矿在国内外引起较大重视，南京梅山铁矿处理铁矿石、广西大厂处理锡矿、湘东钨矿、广东红岭钨矿处理钨矿。国外，德国、美国、前苏联、日本都有较大规模的重介质选厂。4、影响因素①进料压力进料压力高，旋流器的处理能力大，但悬浮液密度分布更不均匀，导致分选效果降低。从这个意义上看：增大进料压力，对分选是不利的。所以，在增大进料压力的同时，应适当地加大底流口直径。在实际工作中，应尽可能采用低压给料，这对于降低动力消耗，减少旋流器的磨损也有好处的。从我国经验表明，使用直径350mm的旋流器，以黄主作为加重质，分选中煤，实际进料压力为0.1~0.05MPa，数量效率n可达94.5%
溴乙烷 C2H2Br4 与有机溶剂组成的液体， 3 su = 2.7 ~ 3.0g / cm ）。 特点：重液来源有限，价格较贵，又往往有毒，不易回收。虽然具有物理性质稳定的 优点，但在生产几乎没有采用，一般用在试验室分离矿物和测定矿物的密度组成（浮沉试 验）。 （2）重悬浮液：是高密度的固体微粒与水混合组成的非均质的两相介质。把高密度的 固 体 微 粒 叫 加重 质 。 如 硅铁 3 = 6900kg / m 、磁铁矿 3 = 5000kg / m 、黄铁矿 3 = 4900 ~ 5100kg / m 等。加重质均匀分散于水中，这样就增大了介质的密度，被选矿 石在其中所受到的浮力作用如同在密度相同的重液中一样，所以在工业上获得广泛应用， 目前所讲的重介质选矿，实际上是重悬浮液选矿。 表 7-1 选矿常用加重质的性质 种类 密度 （kg/m3） 摩式硬度 配成悬浮液的最大物 理密度（kg/m3） 磁性 回收方法 硅铁 6900 6 3800 强磁性 磁选 方铅矿 7500 2.5～2.7 3300 非磁性 浮选 磁铁矿 5000 6 2500 强磁性 磁选 黄铁矿 4900～5100 6 2500 非磁性 浮选 毒砂 5900～6200 5.5～6 2800 非磁性 浮选 三、重介质选矿的应用 重介质选矿方法中一种严格按密度分选的方法。它可以把轻、重矿物密度差为 0.1 左 右的矿石得到有效的分选。因此，广泛用于选煤和各种金属矿石及非金属矿石选别。选煤 时可直接得到精煤和尾煤，而选别金属矿石时可得到粗粒废弃的尾矿和粗精矿。 重介质分选金属矿石时，受到加重质密度的限制，难以配制很高密度的悬浮液，一般 只能配制比轻矿物密度略高一些的重介质。因此，重介质选矿难获得高品位的最终精矿， 只能除去低密度单体脉石或采矿时混入的围岩，作为预先分选作业。故该方法选矿时，适 合处理粗粒浸染或集合浸染的矿石。因为这种矿石经过粗碎和中碎后，可有大量的单体脉 石和围岩解离出来，经重介质选矿将其除去，使之不再进入磨矿和选别作业，这样可以大 大降低每吨原矿的生产成本，同时提高了入选品位。 由于受重介质密度的限制，故该方法在金属矿选矿时，只能作为预选作业，使有用矿 物得到初步的富集，主要甩掉脉石。 目前，重介质选矿在国内外引起较大重视，南京梅山铁矿处理铁矿石、广西大厂处理 锡矿、湘东钨矿、广东红岭钨矿处理钨矿。国外，德国、美国、前苏联、日本都有较大规 模的重介质选厂。 4、影响因素 ①进料压力 进料压力高，旋流器的处理能力大，但悬浮液密度分布更不均匀，导致分选效果降低。从 这个意义上看；增大进料压力，对分选是不利的。所以，在增大进料压力的同时，应适当 地加大底流口直径。 在实际工作中，应尽可能采用低压给料，这对于降低动力消耗，减少旋流器的磨损也有好 处的。从我国经验表明，使用直径 350mm 的旋流器，以黄土作为加重质，分选中煤，实际 进料压力为 0.1～0.05MPa，数量效率η可达 94.5％
②悬浮液密度悬浮液密度越高，旋流器内物料的实际分选密度也就越大。在一般情况下，如前所述，悬浮液密度可比实际分选密度低0.2～0.4。在实际生产过程中，入料悬浮液密度与实际分选密度间的差值，可通过改变给料压力及底流口孔径的大小进行调节。注意：入料悬浮液密度越低，虽然加重质用量可以减少，但悬浮液在旋流器内受到的浓缩作用越强，致使悬浮液密度分布就越不均匀，造成分选效率下降。③入料中矿石与悬浮液的体积比当矿石和悬浮液的体积比增大时，旋流器按矿石计算的生产能力也增大，但分选效果相应下降。原因：体积比增大，旋流器内矿石层增厚，分层阻力加大，分层速度降低，导致轻、重矿粒易相互混淆。经研究，从分选效果来看，矿石和悬浮液的体积比，以1：8为宜，但此时生产能力较低：为了要保持一定的处理能力，在一般情况下，应采用1：4～1：6为佳。④给料粒度重介质选（矿），若给料粒度太小（小于0.4mm），从产物中脱除介质既十分困难又不经济，因此，采用重介质分选法时，没有必要要求更细的分选粒度下限。再有，对于入料中粒度过细（小于0.4mm）的分选效果虽然较差，但它并不影响粗粒物料的分选效果。旋流器给料粒度上限，只取决于旋流器的大小。实践表明，为了防止堵塞，给料中最大粒度以不超过给料口或底流孔直径的1／4为宜。根据我国生产实践的经验，利用重介质旋流器分选难选、极难选末煤或跳汰中煤，可以获得良好的效果。重介旋流器器选分金属矿石，给矿粒度一般不超过20mm，多在13mm以下。③旋流器结构参数的影响旋流器结构参数除旋流器直径外，主要是指旋流器锥角、溢流口及底流口的大小、给料口的尺寸等。a.旋流器锥角当旋流器直径一定，锥角已定。选煤生产中锥角均在15°～20°选用，多为20°；分选金属矿石时，旋流器锥角一般在15°30°。b.锥比底流口直径与溢流回直径的比值称为锥比。是影响旋流器工作的最主要因素。一般锥比变大，可以获得较纯净的精矿，当锥比减小时，可以得到较纯净的尾矿。锥比与原矿中重产物的含量多少有关，我国用重介质旋流器锥比为0.7~0.8。c.给料口的大小旋流器给料口的大小只对旋流器的处理能力有影响，而对分选效果没有影响，一般，旋流器给料口的直径可取旋流器直径的1/7一2/7即可。d.溢流管插入深度溢流管插入的深浅，对分选有一定影响，从我国使用的重介质旋流器实践证明，溢流管插入深度以320400mm范围内效果较好。【本讲课程的小结】这讲课我们主要讲述了分级效果的评定，并简单地介绍了重介质选矿的一些概念以及基本原理，重点要大家掌握的是粒度分配曲线方法如何评定分级的效率以及如何计算及绘制分配曲线。【本讲课程的作业】下表所列数据为某原料的粒度组成和分级产物的分配率，试绘制粒度分配曲线并查明
②悬浮液密度 悬浮液密度越高，旋流器内物料的实际分选密度也就越大。在一般情况下，如前所述，悬 浮液密度可比实际分选密度低 0.2～0.4。在实际生产过程中，入料悬浮液密度与实际分选 密度间的差值，可通过改变给料压力及底流口孔径的大小进行调节。 注意：入料悬浮液密度越低，虽然加重质用量可以减少，但悬浮液在旋流器内受到的浓缩 作用越强，致使悬浮液密度分布就越不均匀，造成分选效率下降。 ③入料中矿石与悬浮液的体积比 当矿石和悬浮液的体积比增大时，旋流器按矿石计算的生产能力也增大，但分选效果相应 下降。原因：体积比增大，旋流器内矿石层增厚，分层阻力加大，分层速度降低，导致轻、 重矿粒易相互混淆。经研究，从分选效果来看，矿石和悬浮液的体积比，以 1∶8 为宜，但 此时生产能力较低；为了要保持一定的处理能力，在一般情况下，应采用 1∶4～1∶6 为佳。 ④给料粒度 重介质选（矿），若给料粒度太小（小于 0.4 mm），从产物中脱除介质既十分困难又不经济， 因此，采用重介质分选法时，没有必要要求更细的分选粒度下限。再有，对于入料中粒度 过细 （小于 0.4mm）的分选效果虽然较差，但它并不影响粗粒物料的分选效果。旋流器给 料粒度上限，只取决于旋流器的大小。实践表明，为了防止堵塞，给料中最大粒度以不超 过给料口或底流孔直径的 1／4 为宜。根据我国生产实践的经验，利用重介质旋流器分选难 选、极难选末煤或跳汰中煤，可以获得良好的效果。重介旋流器器选分金属矿石，给矿粒 度一般不超过 20mm，多在 13mm 以下。 ⑤旋流器结构参数的影响 旋流器结构参数除旋流器直径外，主要是指旋流器锥角、溢流口及底流口的大小、给料口 的尺寸等。 a.旋流器锥角 当旋流器直径一定，锥角已定。选煤生产中锥角均在 15°～20°选用，多为 20°；分选 金属矿石时，旋流器锥角一般在 15 °～30 °。 b.锥比 底流口直径与溢流回直径的比值称为锥比。是影响旋流器工作的最主要因素。一般锥比变 大，可以获得较纯净的精矿，当锥比减小时，可以得到较纯净的尾矿。锥比与原矿中重产 物的含量多少有关，我国用重介质旋流器锥比为 0.7～0.8。 c.给料口的大小 旋流器给料口的大小只对旋流器的处理能力有影响，而对分选效果没有影响，一般，旋流 器给料口的直径可取旋流器直径的 1／7 一 2／7 即可。 d.溢流管插入深度 溢流管插入的深浅，对分选有一定影响，从我国使用的重介质旋流器实践证明，溢流管插 入深度以 320～400mm 范围内效果较好。 【本讲课程的小结】 这讲课我们主要讲述了分级效果的评定，并简单地介绍了重介质选矿的一些概念以及 基本原理，重点要大家掌握的是粒度分配曲线方法如何评定分级的效率以及如何计算及绘 制分配曲线。 【本讲课程的作业】 下表所列数据为某原料的粒度组成和分级产物的分配率，试绘制粒度分配曲线并查明
分离粒度和可能偏差Ef。如沉砂和溢流产率各为70%和30%，并请算按dso粒度分级的量效率efo分配率（%）粒度（mm）原料粒度组成（%）溢流沉砂2.0-0.3+0.29.098.015.019.081.0-0.2+0.150.15+0.112.043.556.56.057.043.0-0.1+0.070.0758.083.017.0合计100.00
分离粒度和可能偏差 Ef。如沉砂和溢流产率各为 70％和 30％，并请算按 d50 粒度分级的量 效率εf。 粒度（mm） 原料粒度组成（％） 分配率（％） 溢流 沉砂 -0.3+0.2 9.0 2.0 98.0 -0.2+0.15 15.0 19.0 81.0 -0.15+0.1 12.0 43.5 56.5 -0.1+0.07 6.0 57.0 43.0 -0.07 58.0 83.0 17.0 合计 100.00