張吉清
(河北寰球工程有限公司,河北 涿州 072750)
干擾床分選技術在國內研究起步較晚,從國外引進的干擾床最先用于選煤廠的分級,之后的應用研究對象主要是粗煤泥[1-3],其可以實現1.5~0.125 mm級煤泥的有效分選,有效分選密度為1 400~1 900 kg/m3[4]。然而,干擾床在磷礦分選中的應用較少,與煤泥相比,磷礦的性質有很大的不同,磷礦中各組分的密度相差較小且各組分之間相互嵌布,這就會導致通過干擾床對磷礦分選實現有用礦物的富集存在一定的難度。在干擾床設備的開發上,國內外通過生產實踐開發出了各種形式的干擾床:圓錐干擾床、斜板干擾床、Stockes干擾床、Lewis干擾床、Linatex干擾床、Allflux干擾床、CrossFlow干擾床等[5-7]。本研究根據磷礦在CrossFlow型干擾床上的實踐來考察其分選效果。
干擾床主要是根據沉降速度與上升水流速度存在差別來進行分選。當沉降速度高于上升水流速時,顆粒就進入了底流;當沉降速度低于上升水流速時,顆粒就進入了溢流,從而實現分選。在不受外界環境影響的情況下,不同顆粒都具有各自的自由沉降速度,計算自由沉降速度的一般公式見式(1)。
(1)
式中:d為顆粒直徑;δ為顆粒密度;ρ為流體密度;CD為阻力系數;g為重力加速度。
式(1)是單純通過物理方法推導得到,并不能用于進行實際計算和應用,目前廣泛應用的有三種不同流體狀態的自由沉降速度計算方法(斯托克斯公式、阿連公式和牛頓公式)[8],而這些沉降速度的計算主要受到顆粒的粒度大小和其密度影響。
通過對CrossFlow型干擾床的研究,將干擾床從上到下分為4個區,分別為進料溢流區(Feed & Overflow Zone A)、動態流化區(Dynamic Teeter Zone B)、靜態流化區(Static Teeter Zone C)和卸料區(Discharge Zone D),見圖1。

圖1 干擾床分區示意圖
在進料溢流區(A),礦漿通過干擾床頂部中間方形進料裝置進入,部分已經松散的細粒級將會沿著上升水流進入到溢流,而大部分的礦漿進入流化區;在干擾床的兩側配置有溢流槽,所有小顆粒都將由此進入溢流。
在動態流化區(B),給入的礦漿在此區域完全松散,顆粒處于懸浮狀態,細顆粒隨著上升水流進入溢流,粗顆粒則直接進入靜態流化區,同時少部分的細顆粒會因為粗顆粒的夾帶導致錯配而進入靜態流化區。
在靜態流化區(C),大部分的粗顆粒都在此處沉降下來最終進入卸料區。另外,上升水流通過粗顆粒之間的縫隙將錯配的細顆粒重新返回動態流化區,從而實現深度分離。
在卸料區(D),分選完成的粗顆粒在此處儲存,通過卸料閥門控制排料。
CrossFlow型干擾床主要包括CrossFlow型進料槽(Feed Box)、溢流槽(Overflow Box)、方形流態槽體(Square Teetered Tank)、流化水管路(Teetered Water Manifold)、錐形卸料槽體(Taper Discharge Tank)、防渦器(Vortex Breaker)和卸料閥(Discharge Valve),見圖2。

圖2 干擾床結構和控制系統圖
CrossFlow型進料槽處于槽體上方的中心,為了降低對流態化床的影響,設計為具有緩沖作用的方形槽,從而防止礦漿直接進入床層影響分選。溢流槽分布在兩邊,保證充足的溢流堰長度。方形流態槽體是干擾床主體,保證顆粒的流態化,實現有效分選。流態化水管路均勻布置在方形流態槽體的下方,且在水管下方有均勻布置的出水孔,保證水流均勻向上方流出。錐形卸料槽體是礦漿密實卸料區。渦流水管的布置是為了輔助濃度較高的礦漿順利從卸料閥排出。
干擾床的分選控制是基于流化床層密度和床位,來控制流態化水量和卸料閥開度,從而實現理想的分選效果。通過測量高差為H的兩個壓力點P1和P2,根據牛頓定律和壓強公式可得到近似床層密度值ρ,見式(2)。
(2)
式中:H為兩個壓力測量點的高度差;P1為較高處測量點的壓力;P2為較低處測量點的壓力;g為重力加速度。
一定的流態化床層密度可讓細小顆粒在上升水流的作用下沿著粗顆粒之間的縫隙溢流出去。為保持穩定的床層密度可通過調節流態化水量控制單位面積上升水流速來實現。同時,床位高度會影響到流態化床層的厚度,進而影響分選效果,床位高度L的計算見式(3)。
(3)
因此,只要獲得了流化床層頂部和底部的壓力以及頂部與底部之間的高度,就可以獲得床層近似床位和密度,然后通過調節流態化水量和卸料閥門大小來調整床位和床層密度,從而實現分選目的。干擾床分選的目的是為了獲得所要求的分選溢流和底流的粒度,同時在底流中實現P2O5的富集。要求:溢流中大于0.212 mm的含量為20%;底流中小于0.212 mm的含量小于10%,且小于0.038 mm的含量盡可能小。
所研究的磷礦來自沙特阿拉伯北部地區,此磷礦石屬于沉積巖型磷塊巖,其物理性質和化學成分分別見表1和表2。
此種磷礦石的自然類型主要有兩種:碳酸鹽質砂屑磷塊巖和硅質砂屑磷塊巖。這些砂屑顆粒呈扁圓狀和次圓狀,多數粒徑大小在0.1~0.3 mm之間,占磷質顆粒的80%左右,構成磷塊巖的主要成分是膠磷礦。脈石礦物主要是方解石、石英和玉髓,其中方解石粒徑大小在0.06~0.1 mm之間,主要嵌布于砂屑磷塊巖的膠結物中,而石英和玉髓也以膠結物的形式分布于膠磷礦砂屑顆??障吨?,構成硅質砂屑磷塊巖。此磷礦石的嵌布復雜,對P2O5進行富集存在一定的難度。表3為干擾床進料中各個粒級的P2O5品位。

表1 磷礦石物理參數

表2 磷礦石化學成分分析


表3 干擾床進料的粒度分布和P2O5品位
由表3可知,磷礦石粒級在0.212~0.710 mm之間的P2O5品位最高,而在其他粒級中的磷品位相對較低,可通過脫除小于0.212 mm的顆粒來實現P2O5的富集。對于是否存在按密度分選,需要做進一步的分析。
利用ERIEZ的XF-3050干擾床進行研究,在此干擾床的進料量為270 t/h、進料濃度為38%、流化床密度為1.4 g/cm3、床位1.35 m的情況下,進行磷礦石的分選試驗,在分選后的進料、底流和溢流中,對粒級為0.710~0.212 mm和0.212~0.150 mm的化學成分進行分析,分析結果見圖3和圖4。

圖3 粒級為0.710~0.212 mm的成分分析
圖4 粒級為0.212~0.15 mm的成分分析


表4 膠磷礦與脈石礦物的真密度
干擾床的床位和床層密度都會對分選效果產生影響。當床位較高時,從進料槽進入的粗顆粒會因為來不及流化分選而直接從溢流排出,從而導致分級粒度變大;當床位較低時,細顆粒進入溢流槽的路徑變長,阻力變大,來不及分選而進入底流中,從而導致分級粒度變小。密度較高時,顆粒的松散度會下降,流動性降低,在干擾床某些部位形成死角,影響了分級的有效面積,從而降低干擾床的處理量;當密度較低時,細顆粒的錯配概率增加,且通過粗顆??p隙進行深度分選的效果降低,底流中細粒級含量會有所增加。因此,床位和床層密度會同時影響底流細粒級的含量和溢流中粗粒級的含量。只有兩者在合適的值才能達到較好的分選效果。
當干擾床的進料量270 t/h,進料濃度為38%,不同的床位和床層密度對干擾床的分選影響見表5。
由表5可知:床位從1.22 m增加到1.4 m時,在溢流中,大于0.212 mm的含量從17.4%增加到31.38%;床層密度從1.6 g/cm3減小到1.43 g/cm3時,小于0.212 mm的含量從3.57%增加到6.36%,小于0.038的含量從0.22%增加到3.07%;當床層密度大于1.6 g/cm3時,在干擾床側壁處有大量的顆粒聚集滯留,這就影響了分選空間,導致處理能力降低。另外,在底流中P2O5品位得到富集,最高達到24.44%。由此,當床位為1.3 m,床層密度為1.5 g/cm3時,可獲得較好的分級效果,即溢流中+0.212 mm的含量為20.28%,P2O5品位降低到20.65%;底流中小于0.212 mm的含量為6.24%,小于0.038 mm的含量為1.59%,P2O5品位增加到24.44%。
針對處理量變化對分級效果的影響進行了探討。當進料量為270 t/h和135 t/h、進料濃度都控制在38%附近,床層密度1.55 g/cm3,床位1.35 m,底流和溢流的粒度分布情況分別見圖5和圖6。
由圖5和圖6可知,處理量相差一倍的情況下,干擾床底流和溢流的粒度分布并未發生較大的變化,且分級效果都處于較好的水平。這就說明,保證床位和床層密度是保證分級效果的關鍵因素。

表5 床位和床層密度對分選的影響

圖5 底流中的粒度分布

圖6 溢流中的粒度分布
1) 干擾床在磷礦分選過程中主要有4個區:進料溢流區、動態流化區、靜態流化區和卸料區。
2) 基于所要分選的磷礦石性質,磷礦石在干擾床中通過粒度不同進行分選可以實現P2O5的富集,在底流中P2O5的品位提高到24.44%。
3) 磷礦石中各組分密度的不同有助于P2O5的富集。在粒級為0.71~0.212 mm中,P2O5的品位從27.48%提高到29.1%。
4) 通過對床位和床層密度的調控,可以有效控制干擾床的分選效果。當床位為1.3 m、床層密度為1.5 g/cm3時,溢流中大于0.212 mm含量為20.28%,底流中小于0.212 mm的含量為6.24%,小于0.038 mm的含量為1.59%,分選效果較好。