洁净煤技术第02章选煤.docx
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洁净煤技术第02章选煤
第二章选煤
第一节概述
一、选煤的定义、分类及意义
选煤是通过各种方法把原煤中的矿物质去除，并加工成质量均匀、用途不同的各品种煤的煤炭加工技术。
选后精煤主要供炼焦、动力、化工以及炭制品材料。
按选煤方法的不同，选煤可分为物理选煤、物理化学选煤、化学选煤及微生物选煤等。
物理选煤是根据物料颗粒的某种物理性质（如粒度、密度、形状、硬度、颜色、光泽、磁性及电性等）的差别，采用物理方法来实现对原煤的加工处理。
物理选煤主要是指重力选煤，同时还包括电磁选煤及古老的拣选等。
重力选煤主要有跳汰选煤、重介质选煤、空气重介质流化床干法选煤、风力选煤、斜槽和摇床选煤等。
物理化学选煤一浮游选煤（简称浮选），它是依据矿物表面物理化学性质的差别进行分选的方法。
浮选包括泡沫浮选、浮选柱、油团浮选、表层浮选和选择性絮凝等。
由于实际上常使用泡沫浮选分选细粒物料，所以通常所说的浮选主要指泡沫浮选。
化学选煤是借助化学反应使煤中有用成分富集或除去杂质和有害成分的工艺过程。
化学选煤方法主要有氢氟酸法、熔融碱法、氧化法和溶剂萃取法等。
微生物选煤是应用微生物脱除煤中的有害成分硫。
它是利用某些自养性和异养性微生物能直接或间接地利用其代谢产物从煤中溶浸硫从而达到脱硫的目的。
在现阶段有发展前途的有三种：
堆积浸滤法、空气搅拌浸出法和表面氧化法。
选煤是洁净煤技术中的源头技术，它是使电站和工业燃烧大大减少烟尘和SO：
排放量的最经济有效的途径，是煤炭后续深加工的必要前提，是国际上开展洁净煤技术研究的公认重点。
它直接关系到煤炭的合理利用及深加工、环境保护、节能、节运以及产煤和用煤企业的经济效益、社会效益和环境效益。
因此，大力开发和利用选煤技术对我国的国民经济建设和世界环境保护具有十分重要的意义。
二、国内外选煤发展的历史和现状
（一）国外
选煤是伴随着选矿同步发展起来的。
18世纪产业革命以后，重力选矿开始从原始的手工操作发展到机械。
初期的选煤设备有上升水流洗煤机及间歇工作的洗煤槽。
1830～1840年在德国哈兹矿区出现了机械传动的活塞跳汰机，19世纪末20世纪初出现了可以连续工作的里欧选煤槽，尤其在1892年发明了第一台以压缩空气驱动的无活塞跳汰机，即著名的鲍姆式跳汰机。
分选效率最高的重介质选煤法，早在1858年在工业中就开始应用。
当时采用氯化钙溶液，由于溶液耗量太大，未能获得推广。
1917年出现了水砂悬浮液选煤法，1926年使用稳定悬浮液的重介质选煤法获得成功。
自本世纪中叶以来，开始用离心力场强化重力分选过程。
1940年在荷兰首先出现了水力旋流器。
这种设备效率高、体积小，结构简单，很快就广泛应用于细粒级物料的分级、浓缩和重介质分选的过程中，并在生产上形成一个重要的发展方向。
为了解决细粒、极细粒物料及复杂矿物物料的分选，19世纪末叶逐渐建立起了浮选法。
1860年，首次在英国使用全油浮选实现了硫化矿和脉石分离，这就是最初的油团聚或油团浮选。
1902年凯特莫尔发现：
在矿浆中加入溶解的皂类，再添加无机酸，使之产生游离的脂肪酸，微细粒硫化矿矿物吸附脂肪酸后，形成絮团，这就是最早的选择性絮凝。
1905年苏曼（Sulman）等人提出了溶气浮选法，1908年亥京斯（Higgins）为了提高浮选过程的起泡能力，提出了向矿浆中添加起泡剂的想法。
这些都对浮选的建立与完善起到了显著的作用。
尤其是1910年浮选机的发明，使浮选在选矿领域很快就压倒了其它方法，成为该领域最重要的分选方法。
对选煤，目前也是几种主要的选煤方法之一。
传统的主要的选煤方法一跳汰、重介、浮选经过本世纪的研究和改进，在理论和工艺方面日趋完善。
在选煤设备方面向着大型化、离心化和多层次化方向发展。
在新型、高效选煤方法的研究和开发上，近十几年来随着各国对环境问题的日益重视及对超低灰煤要求量的增加，国外一些发达国家如美国、日本、德国及澳大利亚等，针对煤炭的深度脱灰、脱硫开展了大量的研究，并取得了相当的成果。
美国近年来大力开发先进的物理和物理化学选煤技术，包括微细磁铁矿粉重介旋流器、高压静电选煤、摩擦静电选煤、高梯度磁选法脱硫、液态二氧化碳选煤法、微泡浮选柱、油团选和选择性絮凝等。
生产出灰分<3%、硫分<0.5%的洁净精煤。
德国、加拿大、日本等国在油团选煤法方面的研究也都取得了一定的成果。
日本试验研究的造粒法，虽属于油团选，但耗油量大幅度降低。
目前微泡浮洗柱和油团选煤在美国已投入工业应用。
在化学选煤方面，美国研究试验的TRW—Gravimelt碱熔融法可以制得超低灰、低硫精煤，试验证明，可以脱除煤中90%的有机硫。
澳大利亚开发的CSIRO苛性碱熔融法已建成1t／h的半工业性连续试验装置。
美国近来还对全氯乙烯萃取法选煤作了研究。
日本用异辛烷作萃取介质，对<44mm的粉煤进行萃取，矿物质脱除率可达70%左右。
同时，日本还对利用微波辐射来强化脱硫效果进行了研究。
70年代以来，许多研究者从事微生物脱硫的研究工作，但迄今为止，尚未解决能够高效脱硫的微生物的培养问题，微生物脱硫仍需要很长的时间和很大的空间，目前处于实验室研究阶段。
（二）国内
1949年我国仅有10座选煤厂，且设备陈旧、工艺不完善、技术水平低下。
解放后，我国选煤工业有了巨大的发展，截止1993年已有选煤厂335座，包括国有重点选煤厂190座（其中炼焦煤选煤厂127座）。
1993年原煤入洗量为2.1亿吨，1994年高达2.6亿吨，原煤入选率增至24.5%。
今天就选煤能力而言，我国仅次于美国，跃居世界第二位，迈入世界选煤大国的行列。
但就我国的原煤入选比例和选煤技术而言与发达国家相比还存在较大的差距。
发达国家原煤入选比例都在50%以上。
如英国为lOO%，日本达到95%。
另外，我国高效的重介质选煤应用较少，大型设备及自动化检测仪表的可靠性有待进一步提高。
我国的选煤工业在经历了引进和吸收国外先进的工艺和设备后，目前已具备自行设计特大型选煤厂和大型设备的能力。
我国“八五”、“九五”期间将自行设计、新建4Mt／a以上规模的动力煤选煤厂36座，3Mt／a以上的炼焦煤选煤厂12座。
我国近期在新型选煤技术的开发研究上也取得了不少成果，并积累了一定的经验。
在干法选煤方面，空气重介质流化床50～6mm的煤炭干法分选技术已于1994年6月在黑龙江省七台河市通过国家级技术鉴定。
目前已在我国多处推广、建厂，并于“九五”期间为实现系统的大型化和全粒级的干法分选作进一步的研究。
在细粒煤分选及深度脱灰、脱硫方面，我国研制的重介旋流器能有效地脱除0.5～0mm粉煤中的黄铁矿硫及其它矿物质。
高压静电选煤对煤和矿物质导电性差异较明显钓煤种具有很好的脱灰、脱硫效果，如对青海肥煤脱灰率为82.20%、无机硫脱除率为81.46%、可燃体回收率为79.33%。
对摩擦静电选煤的研究结果表明：
该方法能处理极细的入料，是一种制备超低灰煤的有效方法。
离心摇床、多层平面摇床及水介质旋流器作为脱除黄铁矿硫研制的微泡沫浮选柱，有机地结合之分选可获得良好的效果。
油团选煤煤种的限制，不受灰分的影响，与煤中有机质性质有关，可燃体回收率在95%以上，尾煤的灰分达80%。
利用选择性絮凝法，对宁夏大武口、山东八一矿等煤样的研究结果表明：
可制取灰分低于3%，产率和可燃体回收率均在90%左右的超纯精煤。
化学选煤由于均在较高的温度或高温、高压下进行，目前我国学者正在致力于常温、常压下化学脱灰、脱硫研究。
如高效萃取层析分离利用混合溶剂对煤的高溶解性，使煤中绝大部分有机质与无机矿物分离。
但目前尚处在实验室研究阶段。
第二节跳汰选煤
跳汰选煤由于工艺流程简单、设备操作维修方便、处理能力大且足够的分选精度，在煤炭分选中占有十分重要的地位。
全世界每年入选的煤炭中，有50%多是采用跳汰机处理，我国跳汰选煤占全部入选煤量的70%左右。
另外，跳汰选煤处理的粒度极别较宽，既可不分级入选，也可分级入选。
跳汰选煤的适应性较强，除非极难选煤，均可优先考虑采用跳汰的方法处理。
（一）跳汰选煤的基本原理
跳汰因是各种密度、粒度及形状的物料在不断变化的流体作用下的运动过程，大概是最复杂的重选分选过程。
100多年来人们为找出原本为异类粒群混合物的床层却呈现出以密度差别为主要特征的分层机理，但迄今为止所有有关跳汰分层机理的观点都只能反映跳汰过程的某个侧面，不能全面地描述在跳汰过程中矿粒按密度分层的物理实质。
关于跳汰分层机理的种种假说可概括为两大类：
动力学观点和静力学观点。
现分别简介如下。
（一）动力学观点认识分层机理的过程
1867年奥地利学者雷廷智首先提出床层按自由沉降末速分层假说。
按雷廷智假说对有一定粒度范围的粒群只有当最小的高小密度颗粒的自由沉降末速大于或等于最大的低密度颗粒的沉降末速时，轻、重颗粒才能实现完全分离。
为此，要求原矿入选前必须按自由沉降等沉比进行预先分级。
但实践证明跳汰机完全可以对宽粒级乃至不分级物料进行有效的分选。
针对雷延智假说的缺陷，美国学者门罗在1888年提出了干扰沉降末速分层假说。
干扰沉降由于考虑到了矿粒间的相互作用，其等沉比要比自由沉降等沉比大6～8倍。
因此，比自由沉降假说更向实际靠近了一步。
在1908～1909年间里查兹提出了吸啜作用分层的假说。
该假说继承了干扰沉降的观点，指出了跳汰周期中下降水流的作用。
该假说认为在跳汰过程中，矿粒除在上升水流中按干扰沉降分层外，床层回到筛面后，下降水流的吸啜作用使原先混入上部低密度层中的细而重的颗粒穿透床层的空隙回到床层的底部，从而改善分选效果。
1939年高登等人提出初加速度分层假说，指出了跳汰初期对按密度分层的作用。
该假说认为在每一次跳汰分层初期，由于矿粒相对介质的运动速度很小，矿粒的运动主要受矿粒在介质中所受重力的支配，高密度矿粒的初期加速度大于低密度矿粒，在沉降达到末速之前的加速运动阶段，密度大的矿粒可以行进较大的沉降距离，最后导致按密度分层。
以上各假说均未能全面考虑到跳汰过程中脉动水流的作用和颗粒间的相互作用。
直至本世纪中期，维诺格拉道夫等人通过对矿粒在运动介质中的受力分析，建立了颗粒在跳汰过程中的动力学方程，使其在理论上前进了一大步。
但由于方程中存在诸多不可预测参数，这一方程实际上是不可求解的。
（二）跳汰分层机理的静力学分析
1.跳汰能量理论
跳汰能量理论是1947年德国学者迈耶尔首先提出的，由物理学理论可知：
对一个系统来说稳定态的能量最低。
当系统中各组元间的约束较弱时，系统可自发地从非稳定态向稳定态转移；当系统中各组元间的约束较强时，系统只有在外界力的作用下，才可能实现从非稳定态向稳定态的转移。
对跳汰床层系统，在未按密度分层时，床层系统重力势能较高。
在脉动水流作用下，床层的重力势能将减小，直至最低；最终床层将按密度分层；重产物在下层、轻产物在上层，这就是跳汰能量理论的基本点。
利用能量理论研究分层时，床层位能降低的速度就是床层分层的速度。
位能的大小取决于床层重心的位置，分层后的位能越接近最小位能，分选效果越好。
实现最佳分选时分层前后重心位置降低情况如图2—l所示。
由此可推算得理想分选前后的位能差ΔE为：
图2-1物料分层前后位能的变化
G1、G2-床层内轻、重物料的重量；h1h2-床层内轻、重物料的堆积高度
式中λ—床层的容积浓度。
δa、δb—轻重产物的密度
应当指出，能量模型不能解释整个跳汰周期中的全部现象。
它研究的仅仅是经过一定的时间之后的跳汰床层状态。
2.概率统计模型
床层中物料在脉动水流作用下按密度分层是一种必然趋势。
但由于物料在互换位置时，颗粒间的碰撞和摩擦等一些随机因素以及颗粒形状、粒度的影响，加上脉动水流作用既有使物料分层的主要一面，又有使分层后的物料重新掺混的不利一面，使物料按密度的分层遵循一定的概率统计规律。
1959年维诺格拉道夫等人根据数理统计规律导出了跳汰过程的分层公式，在分选时间t内，轻、重物料进入各自产物中的量为：
Q＝Q0（1-e—kt）
式中Q为进入产物中的轻物料或重物料量，Q0为入料中的轻物料量或重物料量，K与入料性质及水流的脉动特性有关。
上式表明分层效果的好坏除与入料性质和水流的脉动特性有关外，还与分选时间有关，时间越长分选效果越好，实际跳汰过程与理想过程的差距总是存在的。
3.跳汰悬浮模型
该模型把床层看作是由物料和介质组成的准均匀重悬浮体。
轻、重物料按该准均匀重悬浮体的物理密度进行分层，轻物料集中于上层、重物料则集中于下层。
认为水的脉动运动起到稳定重悬浮体和减小物料间运动阻力的作用。
该观点把跳汰床层比作准均匀悬浮液是极粗略的近似，虽然悬浮模型没找到物料按密度分层的基本原则所需要的科学依据，但这方面的工作一直在继续着。
二、跳汰选煤设备
选煤用跳汰机主要采用无活塞跳汰机。
按跳汰室和压缩空气室的配置方式不同，可将无活塞式跳汰机分为两种类型：
压缩空气室配置在跳汰机旁侧的筛侧空气室跳汰机和压缩空气室直接设在跳汰室的筛板下方的筛下空气室跳汰机。
（一）筛侧空气室跳汰机
筛侧空气室跳汰机是目前我国选煤厂使用较多的跳汰机，根据其结构与用途不同可分为不分级煤用跳汰机、块煤跳汰机和末煤跳汰机三种。
目前我国生产的筛侧空气室跳汰机主要有LTG型、LTW型、BM型和CTW型。
国外有许多国家生产，型号也繁多。
下面仅就我国的LTG型和德国维达克型作一介绍。
图2-2LTG-15型筛侧空气室跳汰机
1-机体；2-筛板；3-风阀；4-风阀传动装置；5-排料装置；
6-水管；7-风包；8-手动闸门；9-测压管
LTG—15型筛侧空气室跳汰机的结构、外形尺寸如图2-2所示。
主要由机体、风阀、筛板、排料装置、排矸道、排中煤道等部分组成。
纵向隔板将机体分为空气室和跳汰室。
风阀将压缩空气交替地给入和排出空气室，使跳汰室中形成垂直方向的脉动水流。
脉动水流特性决定于风阀结构、转速及给入的压缩空气量。
从空气室下部给入的顶水用以改变脉动水流特性及物料在床层中的松散与分层。
跳汰机的另一部分用水和入料一起加入。
分层后的重产物分别经过各段末端的排料装置排到机体下部并与透筛的小颗粒重产物相会合，一并由斗子提升机排出，轻产物自溢流口排至机外。
LTG—15型的主要技术参数列于表2-1。
表2—1LTG—15筛侧空气室跳汰机主要技术参数
入料粒度
（mm）
处理能力
（t/h）
跳汰室面积
（m2）
跳汰室宽度
（mm）
筛孔直径（mm）
跳汰频率
（min-1）
排矸电机
空气压力
（KPa）
外形尺寸（长×宽×高）
机重
（t）
矸石段
中煤段
功率
（KW）
转速
（r/min）
0～50
135～195
15
2500
15
12
41,46,55,61,68
2.2
1000
20～25
7410×5890×6980
40
图2—3为维达克型块煤跳汰机。
该机为两段、每段长度相等，并有单独的风包和供风系统、每个格室都配以独立的旋转风阀，可以分别调整。
进气期可调范围为60°～120°，排气期为180°～300°。
旋转风阀可以根据煤质需要而改变其特性曲线，以改善跳汰制度。
图2-3维达克型块煤跳汰机
（二）筛下空气室跳汰机
筛下空气室跳汰机与筛侧空气室跳汰机相比具有水流沿筛面横向分布均匀、质量轻、占地面积小、分选效果好且易于实现大型化的优点。
目前筛下空气室跳汰机已在许多国家制造和使用。
我国生产的筛下空气室跳汰机主要有LTX型、SKT型、X型。
国外生产的筛下空气室跳汰机影响最为深远的是日本的高桑跳汰机，是各种形式筛下空气室跳汰机的前身，而目前应用较广泛的是德国的巴达克跳汰机。
图2-4LTX-14筛下空气室跳汰机
1-下机体；2-上机体；3-风水包；4-风阀；5-风阀传动装置；6-筛板；7-水位灯光指示器；8-空气室；
9-排料装置；10-中煤段护板；11-溢流堰盖板；12-水管；13-水位接点；14-排料装置电动机；15-检查孔
筛下空气室跳汰机除了把空气室移到筛板下面以外，其它部分与筛侧空气室跳汰机基本相同。
它们的工作过程也大致相同，但风阀的进气压力较筛侧空气室跳汰机要大，约为35KP。
我国生产的LTX系列跳汰机共有七种规格，目前生产使用的主要有LTX—8型、LTX—14型和LTX—35型。
其技术特征如表2-2。
LTX系列筛下空气室跳汰机的结构如图2—4所示。
该机采用旋转风阀，每个格室由单独的风阀供气，同时采用低溢流堰、自动排料方式，由大型浮标带动棘爪调节棘轮转速，实现自动排料过程。
该系列产品中应用较广的是LTX—14型。
表2-2LTX型系列跳汰机技术特征表
型号
入料粒度（mm）
筛板面积（m2）
筛板长度
筛板宽度
（m）
筛孔直径
筛孔倾角
处理量
（t/h）
排料方式
外形尺寸（长×宽×高）
机体重量
（t）
一段
（m）
二段
（m）
一段
（mm）
二段
（mm）
一段
（°）
二段
（°）
LTX-6
0～100
6.5
1.7
2.55
1.5
50～80
}
棘轮
5659×3869×5550
17.3
LTX-8
0～100
8
1.8
2.7
1.8
70～110
系统
5910×4120×5650
19.3
LTX-10
0～100
10
1.9
2.85
2.2
90～140
}
可控硅
6260×4219×5485
25.0
LTX-12
0～100
12
2.0
3.0
2.4
Ø15
Ø12
2.5
1.5
110～170
系统
6404×4572×6420
27.9
LTX-14
0～100
14
2.2
3.3
2.8
130～200
棘轮系统
6909×4850×6323
30.3
LTX-16
0～100
16
2.3
3.45
2.8
150～230
可控硅系统
7422×4756×5700
30.5
LTX-35
0～100
35
2.58
3.87
5.42
300～490
浮标系统
8190×7730×7500
88.5
图2-5是巴达克跳汰机。
矸石段较中煤段长一倍是由于德国原煤（含矸率高、易选煤）的性质和产品质量要求决定的。
每段格室的数目可根据用户需要组合。
巴达克跳汰机因合适的风阀结构、筛下空气室的布置方式及先进的床层控制机构和较高的操作自动化水平，具有较高的分选工艺指标。
巴达克型跳汰机分块煤和末煤两种。
主要区别在于水流上下脉冲频率和振幅以及排料方式不同。
图2-5巴达克跳汰机
三、跳汰机的入料与操作工艺
跳汰机的入料与操作工艺，对跳汰机的处理量及分选效果有很大的影响。
（一）入料要求
跳汰机入料性质的波动及给料量的变化对跳汰机的工艺效果有直接的影响。
因此，要求入料性质（密度及粒度组成）的波动应尽量小、给料速度应均匀，以保持床层稳定，并在一定的风水制度下保持床层处于最佳的分选状态。
同时，给料沿跳汰机入料宽度上分布要均匀，伴随物料给入的冲水，一定要使原煤预先润湿。
对可能分选几个矿井的原煤或分选性质相差较大的几个煤层原煤的选煤厂，为确保入料性质均匀性，应采取配煤入选的措施，以达到入选原煤均一化的目的。
（二）跳汰机的操作工艺
1.跳汰频率和跳汰振幅
跳汰频率和振幅的选取与给料粒度和床层厚度有关，粒度大、床层厚，则要求有较大的水流振幅、相应的频率应小些。
以使上升水流有足够的作用力抬起床层，使煤和矸石置换位置有足够的空间和时间。
频率只能通过改变风阀的转数来调节，振幅可通过改变风压、风量和风阀的进、排气孔面积等加以调节。
2.风水联合作用
风水联合作用直接影响床层的松散状况。
风压和风量起到加强上升水流和下降水流的作用。
通常筛侧空气室跳汰机使用的风压为0.018～0.025MPa、风量为5～6m3／m2·min，筛下空气室跳汰机的风压为0.025～0.035MPa、风量为5～6m3／m2·min。
跳汰室第一段风量要比第二段大，各段各分室的风量自入料到溢流堰依次减小，但有时为加强第二段中间分室的吸啜作用、强化细粒中煤的透筛过程，其风量可适当加大。
跳汰机用水包括顶水和冲水，冲水的用量占总水量的20%～30%。
一般第一段的顶水量大，给煤处的隔室水量应更大些。
为了减小矸石中粉煤的损失，排矸口的水量可适当调大。
分选50～Omm原煤时，用水量约为2～3.5m3／t；分选块煤时，约为4～5.5m3／t。
3.风阀周期特性
脉动水流特性主要决定于风阀周期特性。
对可调节的风阀，应根据入料性质合理地调节其周期特性，使脉动水流有利于按密度分层的过渡阶段得到充分利用。
周期特性的选择应保证床层在上升后期维持充分松散的条件下，尽量缩短进气期，延长膨胀期，使之有足够排气期。
同时由于跳汰机第一段的床层厚且重，因此第一段的进气期通常比第二段长些，而第一段的膨胀期要比第二段短一些。
4.床层状态
床层状态决定入料按密度分层的效果。
床层状态主要是指床层松散及厚薄。
提高床层松散度可以提高分层速度，但同时增加了入料的粒度和形状对分层的影响，不利于按密度分层，因此对分选不分级或宽级别煤，松散度要小些，一般在0.4～0.55；对分级入选，松散度一般在0.5～0.55。
床层愈厚，松散和分层所需时间愈长，过厚时，在风压和风量不足的情况下，不能达到要求的松散度。
床层减薄能增强吸啜作用，有利于细粒级分选并能得到比较纯净的精煤。
但过薄时，吸啜作用过强，精煤透筛损失增加、床层不稳定。
分选50～0mm煤时，床层的厚度一般为400～500mm。
5.重产物的排放
重产物的排放速度应与床层分层速度、床层水平移动速度相适应。
如果重产物排放不及时，将产生堆积、污染精煤、影响精煤质量；如果重产物排放太快，将出现矸石层或中煤层过薄，使整个床层不稳定，从而破坏分层，增加精煤损失。
在重产物排放问题上，高灵敏度的自动排料装置具有重要的意义。
第三节重介质选煤
重介质选煤是用密度介于煤与矸石密度之间的重液或悬浮液作为分选介质的选煤方法。
重液由于价格昂贵，回收复杂、困难，在工业上没有应用。
目前国内外普遍采用磁铁矿粉与水配制的悬浮液作为选煤的分选介质。
重介质选煤具有分选效率高、分选密度调节范围宽、适应性强、分选粒度宽的优点。
重介质选煤主要应用于排矸、分选难选和极难选煤。
重介质旋流器分选不脱泥原煤或煤泥时，分选深度可达0.15（0.10）mm，对大于0.2mm煤泥，其分选精度优于跳汰；对0.1～0.2mm煤泥，重介质旋流器与浮选相近。
一、重介质选煤的基本原理
重介质选煤的基本原理是阿基米德原理。
即浸没在液体中的颗粒所受到的浮力等于颗粒所排开的同体积的液体的重量。
因此，如果颗粒的密度δ>悬浮液密度ρ，则颗粒将下沉；δ<ρ时，颗粒上浮；δ＝ρ的颗粒处于悬浮状态。
当颗粒在悬浮液中运动时，除受重力和浮力作用外，还将受到悬浮液体的阻力作用。
对最初相对悬浮液作加速运动的颗粒，最终将以其末速相对悬浮液运动。
颗粒越大，相对末速越大、分选速度越快、分选效率越高。
可见重介质选煤是严格按密度分选的，颗粒粒度和形状只影响分选的速度，这也就是重介质选煤之所以是所有重力选煤方法中效率最高的原因。
重介质旋流器选煤是在离心力场中完成的，此时重力的作用相对惯性离心力可忽略。
在重介质旋流器中，颗粒所受的离心力为：
fc＝Vδυt2/r
悬浮液给颗粒的向心泄力：
fe＝Vρ2/r
fe相当于在离心力场中颗粒所受的浮力。
上两式中V为颗粒体积，υt为颗粒的切向速度。
因此，当δ>ρ时，颗粒被甩向外螺旋流、沿斜壁集中于底流口排出，当δ<ρ时，颗粒将移向内螺旋流，集中在旋流器的中心由溢流口流出。
这就是重介质旋流器按密度分选
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