CN101213024A - 一种矿物元素分离方法及其设备 - Google Patents

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CN101213024A CNA2006800240691A CN200680024069A CN101213024A CN 101213024 A CN101213024 A CN 101213024A CN A2006800240691 A CNA2006800240691 A CN A2006800240691A CN 200680024069 A CN200680024069 A CN 200680024069A CN 101213024 A CN101213024 A CN 101213024A
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    • B03B5/00—Washing granular, powdered or lumpy materials; Wet separating
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Abstract

本发明提供一种矿物元素分离法，包括以下步骤：(a)提供含有矿物元素颗粒的矿浆；(b)步骤(a)中的所述矿浆在外加力场作用下形成流体阻力可调节的上升流体；(c)相对于所述矿物元素颗粒的沉降速度，调节步骤(b)中的所述上升流体的流体阻力，使得矿物元素进行分离。

Description

一种矿物元素分离方法及其设备 技术领域
本发明涉及一种矿物元素分离法及其设备。 背景技术
矿浆通过进浆口以一定切线流入选矿机桶体内， 在离心力的作用下沿桶体 转动。 重矿粒被离心力抛向桶边， 沿桶壁向下沉降。 轻矿粒被上升水流推上液 面。 这是一般离心式重选机械的工作原理。 但是由于离心力的大小和上升水流 不能相互影响和匹配， 故只能用于浓缩、 脱泥及分离比重差大的矿物。 对比重 差小于 1. 5以下的矿物元素选别困难，选别效果不理想。对比重差 1. 25以下的 矿物元素则不能有效选别。 发明内容
本发明的一个目的在于获得能够有效分离比重差小的矿物元素的分离法。 本发明的一个目的在于获得能够有效分离比重差小的矿物元素的分离设 备。
本发明再有一个目的提供一种本发明的矿物元素分离法或设备的用途。 在本发明的第一方面， 提供了一种矿物元素分离法， 包括以下步骤：
(a)提供含有矿物元素颗粒的矿浆；
(b)步骤（a)中的所述矿浆在外加力场作用下形成流体阻力可调节的上升流体；
(c)相对于所述矿物元素颗粒的沉降速度， 调节步骤 (b)中的所述上升流体的流 体阻力， 使得矿物元素进行分离。
在本发明的优选实施方式中， 所述矿桨通过以下步骤得到：
(i)将含有矿物元素的矿石或工业废渣进行粉碎和 /或细磨进行筛分， 得到粒度 为 1一 0. 01mm的颗粒；
(ii)步骤（i)中的颗粒和水以 1 : (3 - 30)重量比进行混合， 得到矿浆。
在本发明的优选实施方式中，所述步骤（c)中，所述流体阻力大于或小于所 述矿物元素颗粒的沉降速度， 使得所述矿物元素进行分层而得到分离；
或是所述流体阻力略大于一种矿物元素颗粒的沉降速度， 则比重略大于这 确 认 本 种矿物元素的其它矿物元素在下部排出而得到分离；
或是所述流体阻力略小于一种矿物元素颗粒的沉降速度， 则比重略小于这 种矿物元素的其它矿物元素在上部溢出而得到分离。 本发明另一方面提供一种矿物元素分离法， 当所述矿物元素为弱磁性或非 磁性矿物时， 采用上述本发明的分离方法进行初选富集和除杂提纯， 从而得到 分离的矿物元素；
当所述矿物元素为中、 强磁性矿物时，' 先进行磁选然后釆用上述本发明的 方法进行除杂提纯， 从而得到分离的矿物元素。 本发明还有一个方面提供一种分层选矿设备， 主要是由桶体、 溢流槽、 电 机、 转动轴、 进浆口、 富集槽、 排矿管闽门、 聚矿区和进 /排水口组成，
在桶体内富集槽的上方安装有上稳流板，使得矿物颗粒沉降到桶体底部后 才能通过所述富集槽流入聚矿区；
所述富集槽的下部为聚矿区。
在本发明的优选实施方式中，所述聚矿区上部沿富集槽下沿斜向安装有中 稳流板， 聚矿区底部的排矿口上方安装有下稳流板。
在本发明的优选实施方式中， 所述电机为无级调速电机。
在本发明的优选实施方式中， 电机为电磁调速的电机或变频电机。
在本发明的优选实施方式中， 所述转动轴上的叶轮的是单叶轮或双叶轮。 在本发明的优选实施方式中， 所述设备上还连接有一个或多个选矿设备， 所述一个或多个选矿设备选自：
(1)本发明的分层选矿设备；
(2)其它适用的分层选矿设备；
(3)磁选设备。 本发明再有一个方面提供本发明的矿物元素分离法或设备用于分离比重差 小于 1. 25的矿物元素。 附图说明
图 1为本发明的分离设备的结构示意图。 本发明的最佳实施方案
本发明人经过广泛而深入的研究， 通过改进工艺， 获得了效果良好的矿物 元素分离方法， 并发现其用于分离比重差较小的矿物元素特别优异， 故特别适 合作为矿物元素的分离方法。 本发明还提供了一种用于分离比重差较小的分离 设备。 在此基础上完成了本发明。
为了实现上述目的， 本发明解决其技术问题所采用的一个实施方式的技术 方案如下： 破碎 筛分 磨矿 分级■ 第一分层机分离 第二分层 机分离 。 其中 " "表示： 磨矿后， 矿粒经分级后， 小于分级要求粒度的矿 粒进入下一工序， 大于分级要求的矿粒重新返回磨矿（例如在球磨机上进行磨 矿）； " ^ "表示进入下一工序。 分层选矿法
本发明的分层选矿法可以单独进行， 也可以联合进行。 例如， 对弱磁性或 非磁性矿物采用本发明的选矿原理制造的分层选矿机， 实施重选流程的选矿方 法， 称之为 "分层法" 。 又例如， 对中、 强磁性矿物采用磁选机械与采用上述 选矿原理制造的分层选矿机组成的磁重联合流程的选矿方法， 称之 "磁分法" 在本发明的一个实施方案中， 采用如下分离方法：
1、 弱磁性或非磁性矿物 第一分层机初选富集 第二分层机除杂提纯 精矿 （产品） 。
所述第一分层机为本发明的分层机， 所述第二分层机既可以是本发明的分层 机， 也可以是本领域中适用的分层机。
2、 磁性矿物 磁选 第一分层机精选除杂提纯 精矿 （产品） 。 矿物元素
本发明所述的矿物元素包括但不局限于： 金属矿物元素、 固体非金属。 金 属矿物元素包括但不限于： 铁、 锡、 铜。
本发明的矿物元素的来源包括弱磁性或非磁性矿物、 中磁性或强磁性矿物 。 也可以是工业废渣， 包括但不局限于含铁工业废渣， 例如硫酸渣、 磷酸渣和 钢渣。 含有磁性的矿物可以先进行磁性分离处理， 然后按照本发明的技术方案进 行重选再分离。 矿浆
将含有矿物元素的矿石或工业废渣进行粉碎和 /或细磨进行筛分，得到 1一
0. 01醒的颗粒； 颗粒和水混合， 得到矿桨。
颗粒的粒径根据矿物元素种类而定， 较佳地， 颗粒的粒径为 0. 03-0. 6匪。 颗粒与水的混合比根据矿物元素种类而定， 较佳地， 颗粒和水的重量比为 1： 3 - 30 , 更佳地， 1 : 15— 25。 上升流体
本发明中， 在外加力场作用下使得矿浆形成流体阻力可调节的上升流体。 "上升" 的含义是指： 一股以上的流体的流向须朝上方。
外加力场通过机械力和上升水流的共同作用而形成。
在本发明的一个实施例中， 以叶轮的转速控制矿浆的流速， 根据所选矿种 确定叶轮的转速。 叶轮转速较佳地 5— 150转 /分， 最佳地， 15— 75转 /分， 使 得矿浆的流速适于分离， 最佳地 1. 8 ± 0. 5m/s。 同时调节进桨口流量、 底部供 水的流量以及底部排矿的流量， 使矿桨在机械力和上升水流的共同作用下形成 可调节流体阻力大小的上升流体。 较佳地， 叶轮的转速通过无级变速的方式进 行调节。 流体阻力
相对于所述矿物元素颗粒的沉降速度， 可以调节上升流体的流体阻力， 使 得矿物元素进行分离。 矿物元素颗粒的沉降速度根据所要分离的元素的相对密 度而具有特定的值。
当所述流体阻力大于或小于某种矿物元素颗粒的沉降速度（升降临界点）， 这种矿物元素颗粒将同其它矿物元素在干涉沉降中出现分层而得到分离。 其或 者是随着上升涌流漂浮至液面， 在水流的推动下以流膜的形态顺着桶体上部的 溢流槽流出， 或者是沉降到桶底经富集槽流出。
当上升流体阻力略大于一种矿物元素颗粒的沉降速度，则比重略大于这种矿 物元素的其它矿物元素在下部排出而得到分离。 当上升流体阻力略小于一种矿物元素颗粒的沉降速度， 则比重略小于这种 矿物元素的其它矿物元素在上部溢出而得到分离。
若是上升涌流形成的水阻力仅略小于该矿物的沉降速度 （升降临界点） ， 那么比重略小于该矿物的元素将从上部溢出。 反之则从下部排出。
所以本选矿法能够有效分离比重差小的矿物元素。 分层选矿机
本发明的分层选矿设备以厚水层选矿为主要特征， 结合薄水层、 流膜选矿 的部分特征， 将其合为一体， 可连续不间断地生产。 "厚水层选矿 "相对于"薄 水层选矿" ， 通常厚水层的厚度属于公知常识。 例如， 厚水层的厚度在 20mm 以上。 同理， 薄水层的厚度也属于公知常识。 例如， 薄水层的厚度在 2— 20mm 在此需要说明的是， 底部的排矿口产生的向下吸力对矿浆中矿粒沉降的影 响， 在以前的重选机械中均未能予以注意。 本发明的分层机为了解决底部排矿 口产生的吸力对矿浆中的矿粒沉降的影响， 在底部富集槽上沿安装有迫使矿物 沉降到桶体底部才能通过富集槽流入聚矿区的上稳流板。 该上稳流板 （桶体下 沿的锥体） 可以隔绝或减弱排矿口产生的吸力对矿浆旋流运动的干扰和对矿粒 沉降加速的目的， 同时迫使矿粒按比重分层， 使相对密度大的矿粒沉降到桶体 底部经富集槽流入聚矿区。
同时在聚矿区安装有中稳流板， 在排矿口上方安装有下稳流板， 可以使随 同矿粒沉入聚矿区的杂质在水的压力下能够实现二次分离， 同时也进一步减少 排矿口吸力对矿浆中的矿粒沉降速度的影响。 在分离时， 中 /下稳流板在矿浆 的作用力下使混杂在密度较大矿粒中的部分密度较小的矿粒在聚矿区实现二 次分离。
同时，在本发明的优选例中，为了形成适合某种矿物分离的上升涌流，通过 选矿实验，确定叶轮的长度、 宽度及安装角度。 确定叶轮是单叶轮或双叶轮。
同时， 在本发明的优选例中， 确定桶体直径与高度之比 1 : (1一 2)。
这样， 本发明的选矿机选别范围广， 同时可以有效地分离比重差在 ± 0. 5 以上（例如可以分离比重差在 ± 1. 25 至比重差在 ± 0. 5 的矿物元素）的矿物元 素， 克服了传统分离设备不能有效分离比重差在 ± 1. 25 以下的矿物元素的缺 点， 且可以有效地处理尾矿、 废渣、 废矿， 实现对矿物回收利用。 本发明的选矿设备可以与一个或多个其它选矿设备进行连接对矿浆进行分 离， 例如：
1、 弱磁性或非磁性矿物 第一分层机初选富集 第二分层机除杂提纯 精矿 （产品） 。
在进行初选富集之前， 可选地可以先进行破碎、 磨矿、 分级步骤。
2、 磁性矿物 磁选设备 第一分层机精选除杂提纯 精矿 （产品） 在进行磁选之前， 可选地可以先进行破碎、 磨矿、 分级步骤。
以下结合具体实施例， 进一步阐明本发明。 应理解， 这些实施例仅用于说 明本发明而不用于限制本发明的范围。 下列实施例中未注明具体条件的实验方 法， 通常按照常规条件， 或按照制造厂商所建议的条件。 比例和百分比基于重 量， 除非特别说明。 矿物元素分离法在选矿中的应用举例
1 . 高硫磷磁铁矿
工艺流程简述：
原矿 粗碎 - 细碎 （- 15讓） 干磁抛尾 一次磨矿 ( +0. 3ram ) 一次分级 （-0. 3腿） - 一次磁选 二次磨矿 ( +0. 074mm) 二次分级 ( - 0. 074醒） 二次磁选 分层机 （脱除硫磷） 分层机精选提纯 超高 纯铁精矿。
注： 一次磁选尾矿送至尾矿回收机回收初选精矿返一次磨矿。 二次磁选尾矿送 至尾矿回收机回收磁选精矿返二次磨矿。一次分层机和二次分层机尾矿经磁选回收 后返回一次分层机。
举例说明：
四川省绵阳地区所产高磷磁铁矿原矿含 TFe (其 Fe304密度为 5. 18 g/cm3) 25. 8~35. 8%， 含 P (其 FeP密度为 4. 15 g/cm3) 1. 4~2. 8%。 按上述流程可 选别出含 TFe70. 08〜70· 16%, Ρ0. 08〜0· 096%, 含 S^O. 006%, 含 As^O. 02%的超 高纯铁精矿。 TFe回收率平均 80. 03%。如二次磁选后， 经三次磨矿至 -0. 044画， 再送分层机二次精选， 则可得含 TFe71 ± 0. 5%， 含 P 0. 02%的超高纯铁精矿。 TFe回收率平均 78%。
2. 高硫高砷磁黄铁矿
工艺流程简述： 原矿 ■ 粗碎 细碎 " 一次磨矿 (+0.2mm) 一次分级 （-0.2mm) 一次磁选 二次磨矿 (+0.074醒） 二次分级 （-0.074腿） 二次磁选 ^ 一次分层机脱硫 ■ 二次分层机脱砷 髙纯铁精矿。
注： 尾矿回收参照磁铁矿。
举例说明：
四川省雅安地区原矿含 TFe(Fe203密度为 5.24g/cm3) 35~37%， 含 S (其 FeS2 密度为 .74 g/cm3) ^0.80%, 含 As (其 FeAs密度为 5.83 g/cm3 ， 与 Fe203密 度差为 0.59 g/cm3) 0.40%,粒度： - 5mm。按上述流程可 以 TFe65.81〜67.15%, 含 SO, 052~0· 1%, 含 AS0.06~0· 08%的铁精矿。 TFe回收率平均 75〜76%。
3. 高硫髙磷赤铁矿 （弱磁性）
工艺流程简述- 原矿 粗碎 细碎（-10讓） - 强磁干磁抛尾 —次磨矿 o (+0.3腿 ) 一次分级 (-0.3 mm) 一次分层机初选 二次磨矿 ≠ (+0.1醒) 二次 分级 （-0.1腿） ^ 二次分 层机再选 三次磨矿 （- 0.061讓） 水流旋流 器分级， 分为 +0.037讓和- 0.037腿两个级别 分送两台分层机精选， 所得精矿 合并为最终产品铁精矿。
举例说明：
四川省绵阳地区赤铁矿含 TFe33~35%， 含 P 0.8%。 按上述流程可选出含 TFe6 62%， 含 P0.12~0.14%的铁精矿。 TFe回收率平均 60.46%。
4. 含硫含磷褐铁矿
工艺流程简述：
原矿 " 粗碎 - 细碎 —次磨矿 0 (+0.3mm) —次分级 （-0.3匪） —次分层机初选 二次磨矿 (+0.074mm) 二次分级 （- 0.074醒） 二 次分层机再选 ^ 水力旋流器 分级为 +0.037mm和 -0.037mm两个级别分送两台 分层机精选。 所选精矿合并为最终产品铁 精矿。
举例说明- 四川省凉山州地区， 原矿含 TFe44~46%， 含 S 0.5%， 含 P 0.62%。 按上 述流程可选得含 TFe57.05~57.16%， 含 SO.14%， 含 P0.23%的铁精矿。 TFe回收 率平均为 62.25%
5. 硫酸渣 （黄铁矿烧渣）
工艺流程简述- 原渣 （-0. 5mm) ^ —次磨矿 ( +0. 15mm) 一次分级 （-0. 15mm) — 次磁选 二次磨矿 ( +0. 074mm) 二次分级 （-0. 074mm) 二次磁选 一次分层机除杂 二次分 层机提纯 高纯铁精矿。
注： 尾矿经磁选机回收铁质校正剂供水泥厂。 最终尾矿制作免烧耐磨地砖 举例说明：
四川德阳地区， 原渣含 TFe42. 83%, 含 SO. 7~1. 0%， 含 AS0. 1~0. 12%， 粒度 - 0. 5讓。 按上述工 艺流程可选得含 TFe66. 5〜67. 5%， 含 SO. 044^0. 095%, 含 AS0. 02 . 06°/。的铁精矿， 含 TFe45~49°/。的水泥铁质校正剂。 TFe 总回收率 86. 39〜89. 50%。 其中， 铁精矿 TFe回收率 51. 37~52. 14%， 铁质校正剂 TFe回收 率 35. 02~38. 14%。
6. 钒钛磁铁矿尾矿
工艺流程简述：
尾矿 （-0. 4讓） 分层机初选抛尾 磨矿 ( +0. 1mm) 分级 （- 0. 1醒 ) - 磁选 分层机脱硫 分层机精选。
注： 磁选尾矿经分层机选别后， 初选矿粒（- 0. 1腿 ~+0. 044讓）粒级经中磁 选， 送分层机再选， 再选粗精矿按攀钢现有工艺选别钛精矿。
举例说明：
四川省攀西地区有经磁选、 重选、 化选和电选提铁取钛、 回收硫钴精矿后 的最终尾矿。 尾矿元素含量在攀钢、 重钢、 威钢各不相同。 在此指的是攀钢密 地选矿厂所抛废的最终尾矿。 含 TFel3〜14%， Ti029. 5~10. 0%， V0. 1%。 按上述 流程可得含 TFe55~57%的铁精矿， TFe回收率 42〜46. 85%。 如一次磁选后再磨矿 至- 0. 061mm送分层机脱硫精选则可得含 TFe58~60%铁精矿 ，TFe回收率 39~44% 。 再选粗精矿含 TFe40. 60%， Si0236. 89%。 钛回收率为 41%。
7. 多元素伴生铁矿 （弱磁性） 尾矿
工艺流程简述：
尾矿（粒度 -0. 15匪） 分层机初选 磨矿 <= ( +0. 074mm)分级（-0. 074醒 ) 分层机再选 分层机脱硫除磷 分层精选。
注： 分层机初选尾矿经分层机再选可得制砖黏土， 黏土回收为尾矿总量的
30%
举例说明： P T/CN2006/001477 江苏省南京地区， 尾矿含 TFe21. 59~22. 23%， 含 SO. 92~1. 02%， 含 P0. 89~0, 98%。 尾矿 TFe 组合： Fe3040. 42〜0· 46%， FeC039. 98~10. 84%， FeS20. 89~1. 09%， FeSi030. 96~1. 12%， Fe2038. 7Γ 9. 05%， 粒度 - 0· 15mm。 按上 述流程可得含 TFe6广 62%， 含 SO. 37~0. 5%， 含 P0. 12~0. 14%的铁精矿 。 TFe回 收率 28. 7%。
8. 硫铁矿尾矿 （非金属选矿）
工艺流程简述- 尾矿 （粒度 -5腿） 制砂机粉碎 （-0. 5腿） ^分层机初选 ^ 磨矿 ( +0. 06薩） 分级（-0. 06讓）分层机再选 ^周期式高梯度磁选机精选。_0. 5醒 初选尾矿经分层机再选 精选。
举例说明：
四川省宜宾、 泸州地区， 硫铁矿尾矿含 Si0233. 72~35. 81%， AI20330. 36^31. 82%, Fe2036. 14〜 6. 40%， S5~6%， Ti023. 84~4. 84%， LOOS (烧矢 量） 15. 72〜： L6. 21%， 粒度- 5腿。 按上述流程 -0. 06mm 粒级的尾矿经分层机 再选后可得含 Si0242~43%， ΑΙ20335· 05~35, 47%， Fe203 1. 80〜1· 96%， S1. 0~1. 10%， Ti020. 96% , L00S (烧矢量） 15. 24%的初精矿经磁选后可得含 Si0245〜46%， ΑΙ20336~37· 5%, Fe2030. 8~1. 0%， SO. 6~0. 8%， Ti020. 4~0. 66%的最 终精矿高岭土 （瓷土矿） 。 矿耗为 2. 5 : 1。 -0. 5醒粒级初选尾矿经两次分层机 再选、 精选可得含 S 2T 32%的硫精矿。 矿耗为 20 : 1。
9. 多金属共生矿尾矿 1
工艺流程简述：
尾矿 （0. 2腿） —次磁选 —次磨矿 ( +0. 088mm)分级 （-0. 088mm ) 二次磁选 二次磨矿= ( +0. 044mm) 分级 （-0. 044匪） 分层初选 分层机精选
注： 两次磁选尾矿分别给入两台分层机初选， 初选精矿和中矿分别入两台 分层机分选。 可得有色金属矿物。
举例说明：
云南省个旧市经磁重选锡矿抛废的尾矿含 TFe45〜51%，含 SO. 84~1. 24%，含 AS0. 54^0. 62%, 含 SnO. 15~0· 25%， 含 ΖηΟ. 7~1%， 含 Pb2〜2. 5%， 含 CuO. 2~0. 5% 。按上述流程可得含 TFe64 ~66%， 含 SO. 06~0. 15%, 含 AS0. 06^0. 08%, 含 Sn、 Cu、 Zn、 Pb均低于 0. 1% ο TFe回收率 70. 59~73. 33%。分选后的有色金属粗精矿 可返回当地选矿厂。
10. 多金属共生矿尾矿 2
工艺流程简述：
尾矿 （粒度 -0.5讓） 分层机初选 强磁选 磨矿 (+0.15mm) 分级 (-0.15mm) 分层机再选 磨矿 (+0.074mm) 分级 （-0.074mm) 分层机 脱硫 ■ 分层机 提纯
注： 强磁尾矿经分层机初选后给入分层机精选， 可得铜粗精矿， 返回当地 选矿厂。
举例说明：
云南个旧地区锡矿浮选尾矿含 TFel6~26%， 含 CuO.25~0.7%, 含 SO.74%, 含 ASO.42%。按上述流程可得到含 TFe60~62%，含 SO.24~0.3%，含 AS0.08~0.12%, 含 CuO.08%的铁精矿。 TFe回收 率 38.75~47.69%， 铜回收率 44.29~60%。
11. 多金属共生矿尾矿 3
工艺流程简述- 尾矿 （粒度 -0.1mm) 分层机初选 ^分层机再选 磨矿 ^ (+0.044醒 ) 分级 （-0.044mm) ^分层机精选。
举例说明：
某地选铜尾矿含 TFe8.44%, 含 MoO.24%, NiO.019%, 粒度- 0. lmm, 按上述 流程可得含 Mo 2.84 ~3.92%的钼粗精矿。 钼回收率 50〜60%。
12. 假象赤铁矿
工艺流程简述 - 原矿 粗碎 细碎 —次磨矿 (+0.2腿） 分级 （-0.2mm) 中 强磁选 ^二次磨矿 (+0.074醒） 分级 （-0.074mm) 分层机脱硫除磷 分层机提纯。
举例说明：
四川省凉山州地区， 原矿含 TFe48~50%， 含 SO.5%， 含 P0.8%。 按上述工艺 流程可得含 TFe60~62%， 含 S0.21%， 含 P0.15%的铁精矿。 TFe 回收率 69.44^70.60% 矿物元素分离设备的实施例
如图 1所示， 桶体 1釆用钢板悍接而成， 桶体 1上沿安装有槽钢支架， 桶体 1上部四周包有一圈溢流槽 2，采用悍接方式联接在支架和桶体 1上沿。溢流槽 2上方安装有桶盖，上方安装立式变频电机 3，下方有联轴器将电机轴与转动轴 4联接。 转动轴 4下端安装在桶体底部的轴承盒里。 在进浆口 5下沿桶体 1/3 处安装有四片叶片的叶轮 6。溢流槽 2下沿 1/3桶体处安装进浆口 5 (可外接阀 门） 。 桶体底部钢板上按四个方向（例如均匀分布）各开有一条富集槽 8。 当然 也可以设置四条以上或以下的富集槽。 在富集槽 8的上方安装有一块长度和宽 度均大于富集槽 8的上稳流板 7 (用钢板焊接而成） 。 富集槽 8下部为聚矿区， 在聚矿区上部沿富集槽 8下沿斜向安装有一块中稳流板 12。四条富集槽共安装 有四块钢板制作的中稳流板 12。在聚矿区底部的排矿口上方， 安装有一块圆形 的下稳流板 11。 下稳流板 11的直径要大于排管口直径。 聚矿区锥体上部安装 有进、 排水口 10 (可以联接阀门） 锥体底部的排矿口下方有焊接钢管相联接， 并安装有阀门 9 , 以利矿浆流出。选矿能力强， 可以有效地分离比重差在 ±0. 5 以上的矿物元素。
在本发明提及的所有文献都在本申请中引用作为参考，就如同每一篇文献被 单独引用作为参考那样。 此外应理解， 在阅读了本发明的上述讲授内容之后， 本领域技术人员可以对本发明作各种改动或修改， 这些等价形式同样落于本申 请所附权利要求书所限定的范围。

Claims (1)

  1. 权 利 要 求
    1、 一种矿物元素分离法， 其特征是： 包括以下步骤-
    (a)提供含有矿物元素颗粒的矿浆；
    (b)步骤（a)中的所述矿浆在外加力场作用下形成流体阻力可调节的上升流体；
    (c)相对于所述矿物元素颗粒的沉降速度， 调节步骤 (b)中的所述上升流体的流 体阻力， 使得矿物元素进行分离。
    2、 如权利要求 1所述的方法， 其特征是： 所述矿浆通过以下步骤得到-
    (i)将含有矿物元素的矿石或工业废渣进行粉碎和 /或细磨进行筛分， 得到粒度 为 1一0. 01mm的颗粒；
    (i i)步骤（i)中的颗粒和水以 1 : (3- 30)重量比进行混合， 得到矿浆。
    3、 如权利要求 1所述的方法， 其特征是： 所述步骤（c)中，
    所述流体阻力大于或小于所述矿物元素颗粒的沉降速度， 使得所述矿 物元素进行分层而得到分离；
    或是所述流体阻力略大于一种矿物元素颗粒的沉降速度， 则比重略大 于这种矿物元素的其它矿物元素在下部排出而得到分离；
    或是所述流体阻力略小于一种矿物元素颗粒的沉降速度， 则比重略小 于这种矿物元素的其它矿物元素在上部溢出而得到分离。
    4、 一种矿物元素分离法， 其特征在于，
    当所述矿物元素为弱磁性或非磁性矿物时， 采用如权利要求 1的方法进行初选 富集和除杂提纯， 从而得到分离的矿物元素；
    当所述矿物元素为中、 强磁性矿物时， 先进行磁选然后采用如权利要求 1所述 的方法进行除杂提纯， 从而得到分离的矿物元素。
    5、 一种分层选矿设备， 主要是由桶体、 溢流槽、 电机、 转动轴、 进浆口、 富 集槽、 排矿管阀门、 聚矿区和进 /排水口组成， 其特征是：
    在桶体内富集槽的上方安装有上稳流板， 使得矿物颗粒沉降到桶体底部后 才能通过所述富集槽流入聚矿区；
    所述富集槽的下部为聚矿区。
    6、 如权利要求 5所述的设备， 其特征是， 所述聚矿区上部沿富集槽下沿斜向 安装有中稳流板， 聚矿区底部的排矿口上方安装有下稳流板。
    7、 如权利要求 5所述的设备， 其特征是， 所述电机为进行无级调速的电机。 8、 如权利要求 5所述的设备， 其特征是， 所述转动轴上的叶轮的是单叶轮或 双叶轮。
    9、如权利要求 5所述的设备，其特征是，所述设备上还连接有一个或多个选矿 设备， 所述一个或多个选矿设备选自：
    (1)如权利要求 5所述的分层选矿设备；
    (2)其它适用的分层选矿设备；
    (3)磁选设备。
    10、 一种如权利要求 1所述的矿物元素分离法或权利要求 5所述的设备用于分 离比重差小于 1. 25的矿物元素。
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