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圆形离心跳汰机、浮选柱的设计制造 黑龙江科技学院 许占贤 孙玉堂 吕玉庭 摘要本文简要叙述了圆形离心跳汰机，浮选设备的发展和研究现状，根据重力和离心力场的原理，设计了圆形离心跳汰机；根据射流理论提出了一种新型的向上逆流喷射和向下顺流喷射型的组合式浮选柱两种设计方案。文中对浮选柱的高度、直径、充气量、空气保有量、气泡尺寸、分散度、以及内部的充气方式等几个主要参数，提出了在浮选柱的设计中，由单柱浮选到多元组合浮选的优化选择方案的发展趋势。并论述了在此理论指导下制造的设备，在选煤厂实际应用数据和国内外试验资料的对比。 关键词圆形离心跳汰机、逆流、顺流组合式喷射浮选柱、设计、制造。 1.前言 由于科学技术的进步和专利技术的发展，对原矿的加工需求日益增长。虽然新技术新设备不断出现，但是对选矿、选煤、金属矿物（包括黑色和有色金属）和非金属矿物的加工，洗选设备的改进和老设备的淘汰仍是主流发展趋势。在所有矿物加工方法中，有重介和跳汰多种选矿方法，但粉煤分选下限很难达到0.2毫米以下。细粒级矿物的分选，研究0.3-3毫米的粉煤高效精选设备一直是国内外学者研究的课题。 浮选由于其分选效率高、适用范围广受到了世界各国的高度重视，浮选设备的研究也呈现出百花齐放的局面。 跳汰机、浮选设备发展至今已有上百年的历史，种类繁多。跳汰机按形状分有方形和圆形；浮选机按有无搅拌作用可分为搅拌式浮选机和无搅拌式浮选机。 圆形跳汰机在国内外都有应用，但都是选金属矿和非金属矿。 中国1998年以后，选煤工业有两个选煤厂采用了圆形离心跳汰机，是国内唯一的使用了圆形离心跳汰机，填补了我国选煤没有圆形离心跳汰机的空白。 分选上限6毫米，下限已达到了0.2毫米以下，在一定程度上可解决重介、跳汰分选下限达不到，和浮选柱上限又达不到的粒度区间的精选问题，可部分代替浮选机，这大大降低了浮选机的入料量和煤泥水的处理成本。 浮选柱作为无搅拌式浮选设备的代表，由于其选别指标高、占地面积小、生产成本低等显著优点而受到各国研究人员和生产使用单位的青睐。 浮选柱的研究开始于20世纪60年代初，1919年由加拿大两位工程师创新提出。在60年代初，浮选柱在我国一些煤矿、金属矿有数十家安装了浮选柱，（黑龙江省鹤岗矿务局南山选煤厂制造并安装试验），到70年代，都被拆除。由于气泡发生器发生堵塞、浮选尾矿指标不好，运行不稳定、没有操作经验，而放弃了浮选柱的研究和制造。 中国到了上世纪80年代初，引进了美国充填式浮选柱、（澳大利亚Jameson）浮选柱、微泡浮选柱（美国）。以后，各国在研究气泡发生器和运行稳定控制上取得了较大的进展，如加拿大的CFCC浮选柱、美国的Flotair浮选柱,原苏联乌克兰型浮选柱、印度的电、磁浮选柱等，尤其是在处理细粒级物料时，获得了与常规浮选机不可比拟的分选效果。 在我国选煤工业试验反映出引进的这三种浮选柱的共同问题是尾矿灰分低、分选效率不高，不能适应我国细粒煤泥可浮性差的特点。 中国矿业大学提出了旋流-静态微泡浮选方法，该方法打破了浮选设备单一的【层流】矿化反映模式，引用了【紊流】矿化理论模式，实现了物料的梯级优化分选，将柱浮选、旋流分离、高度紊流矿化有机地结合起来，实现了由柱浮选到分选的方法创新。 由矿大、北京研究生院，唐山分院提出振荡浮选机设计原理，并模拟放大了FJG-S8型振荡浮选机的主要参数，并在夹河选煤厂进行了工业试验，取得了明显效果。达到了浮选入料灰分为26-34，其中＜0.045级含量为68.13，灰分39.88；浮选精煤灰分平均为12.80，尾煤平均灰分＞50矿浆处理量为315-330ｍ3/h.的效果。与原来使用的浮选机（XJM-S8）相比，在尾矿灰分相同的情况下，浮精灰分平均降低了1.42个百分点，浮选完善指标平均提高了4.14个百分点. 国内浮选柱产业化的大都是逆流浮选柱，顺流型浮选柱很少生产。顺流型浮选柱利用射流作用引入空气，其结构简单，且选别效率高于传统逆流浮选柱，矿浆和气泡同向流动，迫使气泡克服浮力向下运动，为气泡和矿浆接触创造理想的条件。由于顺流浮选柱相对于逆流型浮选柱具有容易操作、生产效率高等优点，国际上纷纷加紧了对其工作原理和选别性能的研究。Jamson提出了可控制空气流速的向下顺流浮选柱，其泡沫层高度对选别性能影响较大。流体动力学参数如空气保有量、空气消耗量及泡沫层高度决定了顺流型浮选柱的选别性能，上述参数既相互影响，同时又受到浮选柱结构及运行参数的影响。 2 圆形离心跳汰机在选煤厂的实际应用 2.1 易选煤小筛分实验资料 对于粗、中颗粒而言（3＞0.2mm-0.074mm），在选煤厂实际使用中，国内设计的浮选柱，分选上限普遍不高，大部分在0.3毫米以下，＞0.3mm跑粗现象很严重。特别是重介选煤厂，重介旋流器直径越大，分选下限越不好，有时可达1-3毫米。也就是说，（0.30.5）3毫米的粗煤泥，用筛子回收，灰分高；不回收，浮选柱（机）的分选上限达不到0.5毫米以上，达不到粗粒煤泥截粗分选的目的。 国外设计的粗煤泥截粗分选设备（3-0.074毫米）一般使用螺旋溜槽和水介（重介）旋流器等。 1998年在黑龙江省鹤岗市峻发选煤厂安装了第一台离心跳汰机，2005年在黑龙江省七台河市鸿图选煤厂安装了第二台离心跳汰机。 澳大利亚某厂用螺旋溜槽分选与中国中国离心跳汰机典型试验资料对比如下 澳大利亚螺旋溜槽资料与中国圆形离心跳汰机、浮选柱资料对比 表1 粒度 mm 澳大利亚 螺旋溜槽（易选煤） 中国、鹤岗峻发选煤厂圆形离心跳汰机 （易选煤） 浮选柱 （入料是圆形离心跳汰机尾矿） 入料 精矿 入料 精矿 尾矿 精矿 尾矿 ｒ Ａ ｒ Ａ ｒ Ａ ｒ Ａ ｒ Ａ ｒ Ａ ｒ Ａ 2.0～ 2.0～ 0.5 15.4 17.1 15.9 9.6 5.18 14.98 2.83 10.85 11.78 18.96 5.40 13.31 8.14 28.5 0.5～ 0.25 16.26 9.71 16.97 7.06 25.28 17.28 38.43 10.59 14.25 31.38 0.25～ 0.125 64.5 17.5 65.8 9.0 20.53 13.48 21.62 7.96 21.73 25.18 37.86 12.06 20.10 45.50 0.125 ～0.075 10.1 25.4 9.5 13.4 13.92 21.56 16.97 9.26 15.23 28.69 11.4 13.78 15.27 50.58 ～0.075 9.9 55.7 8.8 48.4 44.11 32.91 41.61 29.64 25.98 37.38 6.91 15.37 42.24 52.47 0.075 90.1 18.3 91.2 9.6 55.89 44.53 58.39 8.22 74.02 26.21 93.09 11.73 57.76 40.96 合计 100 22.0 100 13.0 100 22.65 100 17.13 100 26.26 100 11．98 100 45.82 从表1中看出，在煤泥可选性、灰分相同的情况下，澳大利亚的螺旋溜槽分选下限到0.125毫米，但最佳分选粒度是0.5毫米左右。精煤平均灰分是9.0，0.075毫米精煤灰分是9.6，-0.075毫米精煤灰分是48.4；而且澳大利亚的螺旋溜槽是三产品，用中煤截取器截取中煤来控制精煤灰分，对于某一给定粒级来说，颗粒分层带宽度将随矿浆流量和固体含量的减小或增大，而变窄或变宽，在实际操作中很难控制，因此，灰分忽高忽低，灰分从9-19.0之间变化，很不稳定。单台处理煤泥水能力较低，1.3-2。2吨/时，固体含量31.6-34.7。 中国离心跳汰机的分选下限是0.075毫米，精煤平均灰分是9.26； 0.075毫米精煤灰分是8.22；-0.075毫米精煤灰分是29.64；中国离心跳汰机是两产品，而且入料粒度比澳大利亚的螺旋溜槽的细，-0.075毫米含量占44.11，（澳大利亚的占9.9。）单台处理煤泥水能力是每平方米3-5吨/时干煤泥。这说明中国的离心跳汰机比澳大利亚的螺旋溜槽的精选指标好，不但处理能力大，而且选别粒度宽，（6-0.2毫米）灰分可控，操作可自动或手动调节。 2.2 极难选煤浮沉试验资料 七台河市鸿图选煤厂单机检查中煤破碎再选浮沉表＜6毫米 入洗 表2 密度 /ｇ.m-3 入料 精煤 尾矿 ｒ Ａ ｒ Ａ ｒ Ａ ＜1.3 15.54 3.78 14.51 4.28 6.50 6.33 1.3-1.4 34.72 12.43 19.20 7.43 13.29 14.47 1.4-1.5 14.51 24.61 5.15 17.27 8.86 25.74 1.5-1.6 13.47 36.33 2.34 24.70 7.38 39.16 1.6-1.8 13.99 47.98 1.64 35.15 9.15 54.15 ＞1.8 7.77 59.49 1.64 45.07 10.34 65.68 小计 100.00 24.70 44.48 10.86 55.52 34.68 2.3 圆形离心跳汰机选（极难选煤）中煤煤泥小筛分试验资料 表3 网目 mm 名称 中煤破碎 前 中煤破碎 后 中煤破碎煤泥筛下水 离心跳汰机 精矿 离心跳汰机尾矿 ＞600.25 产率 48.16 35.28 24.62 27.27 58.52 灰分 43.11 29.89 18.88 13.46 47.38 60------80 0.25-0.2 产率 16.89 14.97 14.97 14.90 15.18 灰分 54.01 29.02 17.63 14.69 49.88 80----100 （0.2-0.15） 产率 16.14 16.50 20.85 22.22 11.63 灰分 64.57 30.41 18.33 17.68 48.93 100---120（0.15-0.125） 产率 4.28 5.08 6.03 6.06 3.29 灰分 66.49 29.59 21.48 20.60 47.80 120---140 0.125-0.1 产率 3.78 12.94 14.83 8.59 2.28 灰分 66.03 27.42 24.37 24.38 44.72 140---160 （0.1-0.088） 产率 1.67 5.84 8.54 11.11 1.01 灰分 66.81 26.07 31.25 30.22 42.81 160----180 （0.088-0.08） 产率 1.77 9.39 3.12 9.85 1.01 灰分 60.43 26.31 33.90 34.90 42.71 180----200 （0.08-0.074） 产率 1.26 ---- 7.04 ------ 7.08 灰分 63.55 ----- 33.06 ------- 39.46 ＞200 -0.074 产率 6.05 ----- ------ ------ ------- 灰分 51.34 ------ ------- -------- ------- 合计 产率 100 100 100 100 100 灰分 51.74 28.95 22.09 19.93 47.27 从表3可以看出当中煤煤泥的入料灰分分别达54.01，29.02时，精矿小于0.2毫米灰分，为14.69，这说明圆形离心跳汰机洗极难选煤时，分选下限也能达到0.2毫米，尾矿灰分为49.88。 3 圆形离心跳汰机的应用发展前景 3.1 用于处理尾矿 在中国的炼焦煤选煤厂中，都设有浮选工艺。一般尾煤灰分达到49以上时，可以舍弃。，但对于难浮煤泥，特别是浮选精煤灰分要求很低时，浮选尾煤灰分很难达到这一指标，多数选煤厂的尾煤灰分不高，大约在30左右。据资料统计，国有重点煤矿选煤厂2002年生产的浮选尾矿就有5.0Mt 以上。因此，粗煤泥的截粗回收工艺及尾矿的回收具有很重要的现实经济意义。以开滦钱家营选煤厂为列，该厂浮选尾矿灰分较低，为36.45，其中＞0.075mm的煤泥占53.28，灰分27.43；南山选煤厂＞0.075mm占27.60，灰分为29.08，这部分尾煤可单独用【圆形离心跳汰机】回收摻入精煤或中煤。或作为其他精煤销售，经济效益可观。 全国尾矿一年按20回收，精煤灰分保证在18以内，进入其他精煤，经济效益为5.0Mt*201 Mt*500元/ｔ50亿元 表4 粒度级 /mm 平均 粒径 ｄi/mm 开滦钱家营 尾矿 鹤岗南山 尾矿 七台河中煤破碎后煤泥离心跳汰小筛分资料 入料 精煤 尾煤 ｒ Ａ ｒ Ａ ｒ Ａ ｒ Ａ ＞0.5 0.75 4.25 28.01 1.06 13.25 0.5-0.25 0.375 17.93 23.24 2.83 13.38 35.18 29.89 27.27 13.46 58.52 47.38 0.25-0.125 0.1875 16.37 27.46 12.74 21.93 14.97 29.02 14.90 14.69 15.18 49.88 0.125-0.075 0.1 14.73 32.34 10.97 42.98 16.50 30.41 22.22 17.68 11.63 48.93 0.075-0.045 0.06 19.62 41.56 10.63 57.56 5.08 29.59 6.06 20.60 3.29 47.80 0.045-0.03 0.0375 27.10 50.48 61.77 69.32 12.94 27.42 8.59 24.38 2.28 44.72 ＜0.03 0.015 5.84 26.07 11.11 30.22 1.01 42.81 9.39 26.31 9.85 34.90 8.09 39.87 小计 100 36.45 100 56.96 100 28.95 100 19.93 100 47.27 3.2 用于原矿脱泥、粗煤泥回收精选作业 从澳大利亚引进的二产品重介旋流器，一般原煤要预先脱泥，脱泥后的煤泥水先进入圆形离心跳汰机精选粗颗粒物料，＞0.125毫米精煤物料被截取掺入精煤，＜0.125毫米的煤泥水再进入浮选作业，可减轻浮选的入料量、浮选的设备及尾矿浓缩设备大量减少，节约了土建等安装空间，使选煤成本大大降低。 3.3 用于中煤破碎再洗，精煤再回收作业 中国的炼焦煤，稀缺煤种，例如主焦煤、肥煤、瘦焦等，全国的选煤厂洗出的中煤，都不破碎再洗，直接作为燃料出售，大量的浪费了国家稀缺煤种的极珍贵的一次能源。所以，中煤不再洗、不再回收精煤，是极大地浪费。是与节约型社会背道而驰的，稀缺煤种的能源奇缺，而现在又大量的浪费，不给子孙后代留点可贵的资源，是不能继续下去的，稀缺煤种的再加工，是资源的合理利用不可缺少的有效途径。 3.4 可用于选矿和垃圾处理 美国用跳汰机选金，把大粒金（0.075毫米以上）先用跳汰机回收70以上，细粒金再用其它方法进行精选。 城市垃圾处理用圆形离心跳汰机，将来也是一个研究课题和发展方向。 4 逆流喷射型组合式浮选柱工作原理及结构设计 4.1 矿粒与气泡的碰撞概率 矿粒的分离行为基于浮选的分离理论，即疏水性矿物与亲水性矿物在液体中与气泡碰撞，不同的颗粒其粘附性概率不同。当气泡与颗粒在相对运动过程中，矿粒与气泡的碰撞概率可用下式表达即EcEcgEci 其中Ec为矿粒与气泡间总的碰撞概率。 Ecg为由颗粒惯性力引起的惯性碰撞概率Ecg与由粘滞力引起的拦截碰撞概率Eci之和。 对煤泥而言粗粒与气泡之间的接触主要是惯性碰撞概率Ecg，由细粒粘滞力引起的拦截碰撞概率Eci之和。 对煤泥而言粗粒（＞0.3ｍｍ）与气泡之间的接触主要是惯性碰撞，中粒（0.3-0.074ｍｍ）与气泡之间的接触是既有惯性碰撞又有拦截碰撞，而细颗粒（＜0.074mm）与气泡之间的接触主要是以拦截碰撞为主惯性碰撞微弱。因此在重力场和搅拌惯性力场共同作用下的浮选过程对于小于100μm的颗粒，搅拌强度大反而对微泡浮选不利。所以分选细粒级的浮选柱在设计上应该考虑相对“静态”条件下进行分选。 列如中国矿业大学提出了旋流-静态微泡浮选方法，由【层流】矿化反映模式，引用了【紊流】矿化理论模式，实现了物料的梯级优化分选，将柱浮选、旋流分离、高度紊流矿化有机地结合起来，实现了由柱浮选到分选的方法创新。 特别是由矿大、北京研究生院，唐山分院提出振荡浮选机设计原理模拟化试验机在入料、高灰、细煤泥含量在（＜0.045ｍｍ）占68.13的情况下，仍可达到浮选精煤灰分平均为12.80，尾煤平均灰分＞50的明显效果。 而对于粗、中颗粒而言（＞0.3mm-0.074mm），在选煤厂实际使用中，国内设计的浮选柱，分选上限普遍不高，＞0.3mm跑粗现象很严重。 在设计浮选柱时就应该考虑在强力的搅拌紊流的作用下，以提高颗粒惯性碰撞概率，同时增加充气点，加大气容率，空气保有量、空气消耗量及泡沫层高度这样设计出来的浮选柱才能满足我们的生产实际需要。 在选煤厂生产过程中，在现有的筛分浓缩设备运行条件下，不可能粗、细、微颗粒绝对分离，总是粗、细颗粒相互掺杂，因此，在浮选柱的设计时，不能单独考虑精选细颗粒还是选粗颗粒，而是要粗、细兼顾，因而能避免顾此失彼，尾矿跑粗而丢精煤的问题。 下面图1是逆流组合式浮选柱 图2是顺流组合式浮选柱 图1的工作原理是煤泥水上料泵通过上浮选柱的给料环形带分配给6个切线喷嘴，在内筒做喷射旋流运动，内筒的上部设有0.5mm的不锈钢筛网，煤泥被分选（包括大颗粒）随上升水流和气泡携带必需进入精煤溢流内，即完成了粗选；筛下水（尾矿）进入下浮选柱，进行的二次精选；中矿在下内筒内，由循环泵再打入6个下喷射装置，重复循环，即完成了扫选任务。 5 顺流喷射型组合式浮选柱工作原理及结构设计 5.1 顺流喷射 根据射流理论，我们设计了向下顺流喷射组合式浮选柱。其结构如图2所示，有关结构参数参见表1。 VgVg 1 2 3 4 5 6 7 图3向下顺流喷射型浮选柱结构简图 1喷射管2吸气室3溢流管4下导管 5-- 分选槽6反射假底7底流管 由图2可知，当煤泥水流量增大或下导管底端高度减小时，充气量随之增大。其原因为当流量增大时，流速增大，所携带的由下导管进入分选槽的空气量增加，从而造成充气量增大；至于下导管底部距假底的高度对充气量有影响。 当下导管底部距反射假底高度减小时，由下导管喷射而出的高速水-气流运动距离较短，经假底反射后，形成的流线如图4所示，所形成的较强回流又进一步拖曳、推动空气向下运动进入到分选槽中的煤泥水中，从而造成了充气量增加；反之，当下导管底端高度增大时，下导管出口的高速水-气流在煤泥水中运动距离较长，遇到了较大的阻力，同时也使得空气向下运动的阻力较大，造成吸气量下降。 下导管 反射假底 5.2气泡直径及分选槽内的空气保有量 试验过程中我们对气泡直径及分选槽内的空气含量用比较法进行测定，试验中观察到当煤泥水流量为100150m3/h时，气泡直径大部分在12mm左右；流量增加至150200m3/h时，气泡直径有变大的趋势（大部分在23mm；另有个别气泡直径在10mm以上），这是由于进入到分选槽中的空气量增大所致。 向下顺流浮选柱的清水中的空气保有量比普通机械浮选机高，这是由于前者形成的气泡直径小，气泡在水中上升速度小，从而使得分选槽内的空气保有量较高。据测量，分选槽内的空气保有量大致在40左右。 5.3分散度 分散度是决定浮选设备选别性能的重要参数，选择喷射器的个数多、在分选槽内，分布越均匀，充气量大、气泡小，分散度越大，为了解决随着浮选柱高度的增加而气泡量减少的规律，上面可增加一套安装喷射装置，组合式浮选柱正是解决了上下两头充气的问题，很好的解决了分散度不均有沟流的现象。 6rug浮选柱在设计中的基本参数计算与选择 6.1浮选时间的却定 处理矿浆给料的生产能力是任何类型的浮选设备主要的设计操作参数之一，矿浆在浮选柱中的滞留时间的设计可以通过浮选柱的直径和高度的不同组合计算。 （1） 平均滞留时间的估算 式中Hm捕收带的高度（cm） Vi 液相流动速度（cm/s） Vp 颗粒沉降速度 （cm/s） Qp 固体给料流量g/s Dc 设备直径 （cm） Cp 固体含量 （g/cm3） 如果给料量设计给定，浮选柱直径决定了液相截面流速Vi，如果浮选柱高度给定对流给料速度增大会降低设备内泡沫上升速度，泡沫的滞留时间增长，泡沫的负荷增大，同时使回收率下降，精煤品位提高。 由于大直径浮选柱充气不均匀，就会出现循环沟流，从而提高了柱内的宏观混合，在实验室中试验表明浮选的最佳流速Vi数值为0.91.3cm/s之间，有些研究者认为，在煤浆和气泡对流的制度下，最佳Vi值在0.81.5cm/s之间（480900mm/min）,也就是说56m高的浮选柱需106min 时间滞留在浮选柱中进行分选。 6.2 浮选柱的高度及分选区的划分 许多研究者认为，浮选柱高度的增加会有利于分离质量的提高，但俄罗斯专家试验结果表明，浮选回收率分离效率与捕收带高度之间有一个最大限度，这一点被许多因素所制约。当H5Dc时，混合强度与柱高无关，当H5Dc时应该考虑泡沫层的不均匀性。 首先必须选择捕收带的高度，物料的可选性浮选时间和要求的回收率决定捕收带的高度。在设计过程中将捕收带的高度增大到超过气泡具有最好负载能力的高度是没有益处的。设计浮选柱的工艺流程特别要考虑物料可选性的差异，还要注意物料可选性在整个浮选过程中（从粗选到精选到扫选）都是变化的。增加浮选柱的高度虽然能提高质量，但会使回收率下降。中国、俄罗斯等国设计的浮选柱高度一般在46m，其他西方一些国家设计的浮选柱在10m以上。 浮选柱的设计使用实践表明，精选带的高度一般为柱高的1/31/4，必须根据给矿点、操作条件以及对浮选指标要求来选择。给矿口、碰撞区、精选区（泡沫层）、粗选区、扫选区的高度等参数选择见附图 主（充）吸气带的高度可设在浮选柱的最高处，子（充）吸气带可设在浮选柱底1/31/4处，底面倾斜角度为3035度，为了使物料的上升流速高于颗粒的沉降速率，可使充气装置喷射的矿浆流向上流动，在矿浆流和空气流运动方向相同的浮选柱中粗粒级的回收率要高很多。例如在黑龙江七台河鸿图选煤厂的浮选试验表明大于0.3mm的颗粒比一般的浮选柱提高 50 以上。 回收率提高的原因是由于负载的气泡在上升流里的上升速率较大，因为在同向流设备里，气泡-颗粒-水流集合体上升时，粗颗粒从气泡上脱落的概率较低，即或脱落又被后继上升流托起，上升到每一层筛板上时，被筛板隔住，不宜往下落，粗颗粒主要是通过上喷射水流的流速大群气泡的负载能力大被夹带进入精煤的气泡溢流里。所以使中粗颗粒精煤回收率比较高。 6.3 浮选柱的（充）吸气方式 在同向流的浮选柱中，气泡上升所需时间缩短，粗颗粒在浮选柱中的滞留时间增长，会使矿浆的密度增大，矿浆在浮选柱中越高气体含量越低。与对流浮选柱相比矿浆中的气体含量降低了4050，为了得到和对流浮选柱相同的气体含量，需要提高空气吸入量，或在浮选柱上部另设一套子（充）吸气带。由调解阀控制（充）吸气量，最大限度的饱和气容率会使气泡具有很大的负载能力。两头充气可补充矿浆中气体含量降低的部分使上下都存有充足均匀的（充）吸气量。 7 多单元组合式浮选柱 单柱体浮选柱在某一特定的流体力学制度下，只能为某一梯度粒级和某一灰分梯度提供有效的分选条件，而在实际设计浮选柱的不同设备里精选颗粒范围很窄，也就是为什么单体浮选柱不能有效地分选大颗粒（大于0.3mm）的原因。 通过设计从一元单柱浮选柱到多元组合浮选柱或者串联的办法解决，这样可以为可选性不同、颗粒大小不同、进行分别处理提供了良好的分选条件。 为此，可在每个单元柱内建立特定的流体力学和充气制度，并根据物料的可浮性、粒度特征进行调解变量。当给料性质发生变化时可按单元进行操作和调整。这样可以解决现场浮选柱的跑粗或跑细问题。例如设计粗颗粒浮选柱时，可考虑上升流速大的上喷射、紊流原理设计，而设计细颗粒浮选时，可考虑静态层流、旋流、振荡原理设计。把两者特点和二为一。这样就可以根据现场的煤泥水可浮性、工艺流程特点，建立起多单元组合式浮选柱，实现物料与设备之间的信息反馈和对过程参数的优化调节。浮选机的多槽设计和浮选柱的多单元组合设计的优越性就看两者谁的质量好、回收率高、操作方便、和维修费用低，及节能指标的比较。 根据物料的可浮性、粒度的差别，在与时俱进，设计的选煤流程里，在同一浮选柱里不可能使千差万别的粒度梯度级范围较宽的物料达到最大限度回收，因为可浮性相差较大，不可避免要损失一部分有用矿物，为了减少有用矿物的损失，可根据浮选柱试验数据模拟仿真计算设计。 [参考文献] [1]国外金属矿选矿2004年第7期， “浮选柱的设计、仿真和操作”。J.B.茹宾斯滕 [2]有色金属（选矿部分）2004年第4期，P33-35 “浮选柱强化细粒分选的研究”。周凌锋等。 [3]PNEUFLOT充气浮选机的工作原理与结构改进 德国科隆市KHD洪堡威搭客公司 [4]杰姆森浮选机 澳大利亚约翰芬雷工程有限公司，John Finlay Engineering pty.LTD [5] 国外金属矿选矿2004年第8期，P24-27 “处理细粒级别选矿尾矿的新型分选设备”。P.H.马克西姆夫等 [6] KYZ型浮选柱流体动力学研究 [7] 第15届国际选煤大会论文集，P116-133 10