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的。
因此,在图4和图5的两条等ΔB线上,α值是相同的。
如改变P C的值做实验,当P C增大,α的值也相应增大。
由于P C变化不大,在一级近似上可视精矿率不变。
在这一推断下,曲线上各点所代表的处理量与其所内含的产量是成正比的。
本文以处理量为变量进行的分析和结论,同样应适用于以精产量为变量的情况。
即是说,在产品质量标准不变的前提下,以处理量为变量所得到的最佳参量配置就是以产量为变量所得到的最佳参量配置。
参考文献〔1〕 R.G erber and R.Birss,High Gradient Magnetic Separation, England Research Studies Press,1983〔2〕 Y.J.Yu,H.L.Nan etc,Feasibility study on kaolin clay pu2 rification and coal desulphurization by superconducting HGMS,Cryogenics》Vol.30,September Supplement1990,(收稿日期 1999年4月10日)〔作者简介〕南和礼 中国科学院电工研究所副研究员煤泥水悬浮液体系中EDL VO理论及应用郭玲香(太原理工大学・030024) 欧泽深(中国矿业大学・徐州 221008)胡明星(东南大学・上海 210000) 摘 要 阐述了EDLVO理论的基本原理,并计算了煤泥水悬浮液体系中颗粒间的作用能。
煤是天然疏水性矿物,煤粒表面间的疏水吸引力对颗粒的凝聚起主导作用。
计算结果表明:EDLVO理论综合考虑颗粒间的各种相互作用能,能够很好地说明细粒煤的凝聚与分散行为。
关键词 煤泥水 颗粒 相互作用 EDLVO理论EDL V O THEOR Y AN D ITS APPL ICATION IN COALSL URR Y SUSPENSIONGuo Lingxiang(Taiyuan University of Technology)Ou Zeshen(China University of Mining&Technology)Hu Mingxing(S outheast University)Abstract:Not only the basic principle of the EDLVO theory has been expounded,but also the every kind interaction of fine coal particles in coal slurry suspension is calculated in this paper.Coal has the character of nat2 ural hydrophobicity,and the hydrophobic interaction between particles is a decisive factor to the aggregation of particles in hydrophobic suspension.The calculated results show that only the EDLVO theory can explain suc2 cessfully the aggregation or dispersion of fine coal particles.K eyw ords:Coal slurry,Particle,Interaction,EDLVO theory 近十几年来,化学工作者发现在亲水或疏水胶体粒子间存在某种特殊的相互作用力,对胶体分散体系的稳定性起决定性作用,从而提出了EDLVO理论〔1〕。
271近年来，随着煤炭开采量的增大，炼焦煤种越来越稀缺，原煤中的煤泥含量逐渐增加，尤其是污染浮选精矿最为严重的高灰细泥含量的增加，给浮选环节造成很大压力。
这部分难以脱除的高灰细泥不仅会污染精煤灰分，使精煤灰分升高，还会制约浮选精煤产率，同时增加浮选药剂消耗量。
随着选煤技术的发展，本着“吃干榨净”的原则，对浮选系统和粗煤泥回收系统进一步完善，进一步提高精煤回收率，以创造更多的经济效益和社会效益。
1 矿井原煤现状1.1 原煤粒度变化随着煤田地质条件的恶化，采煤工作面距离地面越来越远，导致毛煤运输过程中转载点增多，工作面回采率提高；综合采煤、井下破碎、转载这一系列的过程，使进入选煤厂原煤中的次生煤泥含量不断增加。
另外，随着煤炭价格的升高，以及优质焦煤的数量急剧减少，使得各选煤厂需要最大限度的提高精煤的回收率，实现优质资源合理利用，以创造更大的经济效益。
原煤中细粒级含量的不断增加，煤质的不断变化使得重介选煤成为主流的选煤方法，而介质系统循环又会造成次生煤泥量的增加。
重介旋流器分选粒度下限通常为0.5 mm，浮选是回收-0.5 mm精煤最有效、最广泛的选煤方法，浮选入料量占原煤入洗量20%~30%，因此煤泥浮选效果好坏成为制约最终精煤产品数质量的关键。
2 影响浮选效率的因素2.1 入浮煤泥的物性入浮煤泥物性是影响浮选效果的根本因素，包括粒度、灰分、入料浓度和可浮性等。
（1）浮选入料的粒度特性和灰分特性是决定浮选工艺、设备选型、粗煤泥回收系统的重要因素。
它是提高浮选精煤产率最重要一环，也是现阶段各选煤厂改造浮选系统、煤泥水处理系统的重要依据。
通过统计浮选入料（精煤磁尾）小浮沉试验数据可知，粒度<0.125 mm的累计产率在28.78%，产率累计灰分38.75%，其中<0.045 mm粒度级的灰分高达56.99%，产率8.56%。
说明该厂浮选入料中高灰细泥含量较高。
+0.5 mm粒度级的占比在7.92%，说明跑粗现象严重，这部分粗颗粒如果直接进入浮选系统，就会导致尾矿跑粗，尾矿灰分偏低，浮选精煤产率下降；+0.25 mm平均灰分为8.51%，该厂重介旋流器分选下限为0.25 mm。
第46卷第5期2021年5月煤炭学报JOURNAL OF CHINA COAL SOCIETYVol.46No.5May2021煤泉紡X与利用选煤水化学——水化学性质对颗粒间相互作用的影响张志犁，庄祁，刘.(1.中国矿业大学(北京)化学与环境工程学院，北京100083； 2.郑州大学河南资源与材料产业河南省协同创新中心，河南郑州450000)摘要:煤泥水的水化学性质对颗粒间相互作用有重要的影响。
煤泥浮选需要煤颗粒与杂质颗粒在矿浆中充分分散,而煤泥水澄清需要颗粒有效凝聚。
为解决浮选环节和澄清环节所需颗粒间分散-凝聚状态相矛盾的问题，以及所需水化学环境相矛盾的问题，以煤与高岭石颗粒为例，通过Zeta电位分布和原子力显微镜测力，从微观层面上研究了水化学性质对颗粒间作用行为的影响。
金属离子对颗粒Zeta电位分布的影响研究表明，Ca?+使煤和高岭石颗粒各自的Zeta电位分布变窄，使同种颗粒间发生凝聚;Ca"浓度由1mmol/L增大到5mmol/L时，煤与高岭石混合颗粒的Zeta电位分布由双峰变为单峰，煤与高岭石颗粒发生凝聚。
Ca?+可以促进煤与高岭石颗粒间发生同类和异类凝聚,Na*对颗粒间凝聚行为的影响较小。
用原子力显微镜直接测量颗粒间作用力，发现随着Ca”浓度的增加，煤与高岭石颗粒间的作用斥力和作用范围逐渐减小，颗粒越来越容易发生凝聚，当Ca"浓度增大到5mmol/L时，煤和高岭石颗粒间出现引力；而Na*对颗粒间作用力的影响微弱。
不同pH条件下颗粒间作用力的测试结果表明，随着pH值的减小，煤与高岭石之间的作用力由斥力转变为引力。
通过原子力显微镜对煤颗粒间作用力的测定，发现煤颗粒间存在较强的疏水引力，同时表明，煤颗粒易发生同类凝聚，煤泥水澄清环节需重点考虑煤与黏土矿物颗粒、黏土矿物与黏土矿物颗粒的凝聚效果。
关键词：选煤水化学;循环煤泥水系统;水化学性质;颗粒间相互作用；原子力显微镜中图分类号:TD94文献标志码:A文章编号：0253-9993(2021)05-1685-09Water chemistry in coal preparation:Effect of water chemistry properties oninterparticle interactionZHANG Zhijun1,ZHUANG Li1,LIU Jiongtian2(1.School of Chemical&Environmental Engineering,China University erf M ining&Technology(Beijing),Beijing100083,China；2.Henan Province Industrial Technology Research Institute of Resources and Materials,Zhengzhou University,Zhengzhou450000,CAina)Abstract:Water chemistry properties of coal slime water have an important influence on the interparticle interaction in coal preparation plant.Coal particles and impurity particles should be fully dispersed in the flotation process,and the clarification process of coal slime water requires particles to be effective coagulated.In order to solve the problem of the contradiction between the dispersion-coagulation state of particles required in the flotation process and clarification process,as well as the contradiction between the required water chemistry environment,the effect of water chemistry 收稿日期:2020-11-28修回日期：2021-03-10责任编辑:黄小雨DOI：10.13225/ki.jccs.XR20.1856基金项目：北京市科技新星计划资助项目(Z191100001119034)；国家自然科学基金资助项目(51704300);北京市自然科学基金资助项目(2192046)作者简介:张志军(1984—)，男，河北邯郸人，副教授,博士生导师。
煤泥表面张力与浮选效果关系的研究周丫舒;董宪姝【摘要】随着高灰细泥浮选入料的逐渐增高,煤泥分选效果恶化的问题越来越突出,添加浮选药剂改善煤炭的浮选效果是最重要的途径.本文分别选用煤油和柴油为捕收剂、仲辛醇和QPJ为起泡剂,测定添加浮选药剂后煤浆的表面张力,再使用煤油做捕收剂、仲辛醇做起泡剂,进行实验室浮选试验,从而探索了浮选药剂对煤浆表面张力和浮选效果影响的变化规律.结果表明:浮选过程中煤浆表面张力与浮选效果的关系密切,随着捕收剂或起泡剂用量的增加,煤浆表面张力有10 mN/m左右的降低,可燃体回收率增加15％左右,并且表面张力最低时可燃体回收率是最高的.【期刊名称】《中国矿业》【年(卷),期】2016(025)002【总页数】5页(P105-109)【关键词】表面张力;煤泥浮选;可燃体回收率;精煤灰分【作者】周丫舒;董宪姝【作者单位】太原理工大学,山西太原030024;太原理工大学,山西太原030024【正文语种】中文【中图分类】TD94煤泥浮选是煤炭分选中的重要环节，而浮选药剂选用又是煤泥浮选中的焦点。
传统的浮选药剂确定方法为：先进行实验室系统浮选实验，根据实验结果初步拟定浮选药剂制度，再进行工业试验，最终确定浮选药剂制度[1-3]。
实验室浮选环节实验量较大、实验周期较长、实验样品消耗量较大。
研究表明，表面张力在浮选过程中起到了较为重要的作用[4-6]。
向煤浆中添加一定量的浮选药剂可以增强煤粒表面的疏水性，从而获得更好的浮选效果[7]。
在实际应用中，对浮选过程中煤颗粒的表面张力测量不便，对煤浆的表面张力测定比较容易。
因此，本文对浮选药剂剂量与煤浆表面张力的变化规律进行了探究，并对其规律与浮选效果的关系进行了研究，以期利用煤浆表面张力指导煤泥浮选。
1.1 试验样品试验样品为马兰2#煤泥(-0.5 mm)，煤样灰分为24.93%，水分为0.96%，见表1。
1.2 试验设备与药剂试验采用吉林省探矿机械厂生产的XFDⅢ 型实验室用单槽浮选机，表面张力测定采用上海中晨数字技术设备有限公司生产的JK99C 型表面张力测定仪。
科技资讯2015 NO.28SCIENCE & TECHNOLOGY INFORMATION工 业 技 术63科技资讯 SCIENCE & TECHNOLOGY INFORMATION 煤炭是世界上储量最多、分布最广的常规能源,也是重要的战略资源。
我国是世界煤炭资源大国,也是煤炭生产、消费大国。
能源的消耗促进了选煤工业的快速发展。
煤泥是煤炭洗选加工过程中的主要副产品,随着我国选煤机械化程度的提高和原煤开采量的加大,其产量也在逐年增加。
很多地区的煤泥由于含水量较大,杂质多,发热量较低、处理成本高等原因不能得到充分利用。
大量煤泥资源只能堆砌或外排,不仅造成了资源的浪费而且造成了环境的污染。
因此,如何利用好不可再生的煤炭资源,使煤泥资源变废为宝,已成为煤泥综合利用迫切需要解决的问题。
1 细粒级煤泥的特征目前我国煤泥的特点为灰分高、有用组分嵌布粒度细、煤种多、含水量大。
对于极细粒级煤泥上述特点更为突出,采用常规的浮选方法很难达到满意的指标。
有用组分在选别过程中很难回收,有用矿物流失严重。
极细粒级煤泥的基本特征为:(1)矿物颗粒的质量小。
小质量的颗粒产生的动量小,从而使矿物颗粒在流体力场中与介质的碰撞几率降低。
(2)矿粒比表面积大。
矿物颗粒比表面积大使矿物颗粒具有较大表面能,同时矿物中存在的晶格缺陷、裂隙等因素会使矿物的选别更加困难。
(3)矿物颗粒含泥量大。
粒度越细,含泥量越大,灰分越大,使得分选更容易受到细泥干扰。
因此,为了充分地利用我国煤泥资源,应重点发展高灰、高硫及难选煤的极细粒煤分选技术。
2 细粒级颗粒分散行为的研究2.1 常见的分散方法为了有效地实现极细矿粒的选择性絮凝,首先要使矿物颗粒在矿浆中达到充分分散的状态,或者选择性分散效果,因此要预先对矿浆进行分散处理。
常见的分散方法有物理分散法和化学分散法。
物理分散法主要包括超声波处理、机械搅拌、改变温度等方法,使煤炭表面发生物理化学变化。
不同特性煤泥水絮凝试验研究的开题报告一、研究背景在煤矿生产中，煤泥水是一种常见的污水，它含有大量的煤泥颗粒和矿物颗粒，对水环境的污染十分严重。
因此，对煤泥水进行处理是煤矿企业必须面对的一项难题。
目前，煤泥水的处理技术主要包括物理处理和化学处理两种，而其中一种重要的化学处理方法就是絮凝处理。
在碳酸盐岩煤矿、铝土矿煤矸石等行业应用广泛。
煤泥水的絮凝处理是利用絮凝剂在一定条件下作用于煤泥水中的颗粒物，使之聚集成为较大的颗粒团，从而方便后续处理。
不同种类的煤泥水由于组成成分的不同，其絮凝特性也会有所差异。
因此，对于不同特性煤泥水的絮凝试验研究是十分必要的。
二、研究目的本研究旨在通过对不同特性煤泥水的絮凝试验研究，探讨不同种类的煤泥水的絮凝特性，明确不同种类煤泥水的理化特性及水中污染物组成等因素对煤泥水絮凝处理的影响，为煤泥水后续的处理提供理论指导和技术支持。
三、研究内容（1）煤泥水采样与测定：选择代表性的不同种类煤泥水样品进行采样，经过处理后进行PH值、浊度、COD、悬浮物等理化指标测定。
（2）绮凝剂的选择与优化：选择常用的絮凝剂进行筛选，并对其进行优化试验，得到合适的絮凝剂种类和用量。
（3）煤泥水絮凝试验：将不同特性的煤泥水分别与合适的絮凝剂进行反应，在不同时间下测定其浊度、悬浮物微元等指标，探究煤泥水不同特性对絮凝处理效果的影响。
（4）实验结果分析：对试验所得结果进行分析，探讨不同特性煤泥水的絮凝特性，并得出相关结论。
四、研究意义本研究结果能为不同类型煤泥水的絮凝处理提供技术支持，为煤矿企业提供处理煤泥水的技术参考，对减少煤泥水对周围水环境的污染，保护水环境具有重要的实践意义。
同时，本研究的结论还能为相关领域的科研提供借鉴和参考。
矿产综合利用• 168• M u ltip u rp o se U tilizatio n o f M in eral R e so u rces2020 年煤泥水中煤与不同矿物相互作用的模拟研宄宋帅，樊玉萍，马晓敏，董宪姝(太原理工大学矿业工程学院，山西太原030024)摘要：矿物界面间相互作用机理的研究对解决浮选提质增效与煤泥水难处理问题具有重要的理论指导意 义，为探索煤泥水中煤与不同矿物之间的相互作用机理，本文采用分子动力学方法模拟研宄水溶液中W iser煤 模型111在石英、高岭石、蒙脱石矿物颗粒表面的相互作用行为，通过对煤分子与不同矿物间相互作用运动过程 分析可知，煤泥水中石英、高岭石、蒙脱石矿物的存在，使得具有疏水性的煤分子容易吸附于矿物表面，黏土 矿物对煤的吸附强度强于石英矿物。
对吸附稳定的煤分子平衡构型进行浓度分布曲线分析可知，煤分子中的苯 环与含氧官能团更容易吸附在矿物表面，烷基等官能团则远离矿物表面。
关键词：石英；高岭石；蒙脱石；煤；分子模拟doi: 10.3969/j.issn. 1000-6532.2020.01.034中图分类号：T D989文献标志码：A 文章编号：1000-6532 (2020) 01-0168-06煤泥浮选和煤泥水处理是湿法选煤中的重要 环节，采煤机械化的提高，入选原煤煤泥比例增大，以石英矿物及高岭石、蒙脱石为代表的黏土矿物在 原煤开采洗选过程中破碎或与水接触膨胀解离形成 高泥化煤泥水，改变煤泥水的物理化学性质，罩盖 在煤颗粒表面，严重影响细粒级煤泥浮选回收。
形 成的高泥化煤泥水成分复杂、粘度大，固体悬浮物 粒度细、灰分高、持水性强，使得固液分离效果差, 选煤用水循环利用率低，煤泥水处理变得困难，成 为选煤厂生产中的重点和难点环节12—5]。
矿物间界面吸附的机理研宄对解决浮选提质 增效与煤泥水难处理问题具有重要的理论指导意 义，学者们己给予大量研宄。
第４４卷第６期 中国矿业大学学报 Ｖｏｌ．４４Ｎｏ．６２０１５年１１月 Ｊｏｕｒｎａｌ ｏｆ Ｃｈｉｎａ Ｕｎｉｖｅｒｓｉｔｙ ｏｆ Ｍｉｎｉｎｇ ＆Ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ Ｎｏｖ．２０１５收稿日期：２０１５－０６－０２基金项目：国家重点基础研究发展计划项目（９７３计划）（２０１２ＣＢ２１４９０５）；中国博士后科学基金项目（２０１５Ｍ５７０９３７）；中央高校基本科研业务费专项资金项目（ＦＲＦ－ＴＰ－１５－０４９Ａ１）通信作者：邹文杰（１９８６－），女，山东省济宁市人，讲师，博士，从事微细粒矿物浮选分选方面的研究．Ｅ－ｍａｉｌ：ｚｗｊｃｕｍｔ＠１２６．ｃｏｍ Ｔｅｌ：０１０－６２３３９６３８煤泥选择性絮凝浮选中颗粒间相互作用研究邹文杰１，曹亦俊２，孙春宝１，张志军３（１．北京科技大学土木与环境工程学院，北京 １０００８３；２．中国矿业大学国家煤加工与洁净化工程技术研究中心，江苏徐州 ２２１１１６；３．中国矿业大学（北京）化学与环境工程学院，北京 １０００８３）摘要：以煤泥选择性絮凝浮选中的煤颗粒以及杂质矿物高岭石为研究对象，联合Ｗａｓｈｂｕｒｎ动态方程，ｖａｎ Ｏｓｓ－Ｃｈａｕｄｈｕｒｙ－Ｇｏｏｄ理论研究了阴离子型低分子量聚丙烯酰胺ＰＡＭ Ａ４０１吸附前后煤及高岭石颗粒表面自由能的变化，并利用扩展的ＤＬＶＯ理论计算了ＰＡＭ Ａ４０１吸附前后颗粒间的相互作用势能，分析了絮凝剂吸附对不同颗粒分散状态的影响．研究表明，ＰＡＭＡ４０１的吸附改变了煤及高岭石的表面自由能及各成分的大小．煤吸附后疏水性略有降低，极性成分增加，非极性成分降低，表面自由能由３９．９２ｍＪ／ｍ２增大为４０．４３ｍＪ／ｍ２；高岭石吸附后疏水性略有增高，极性成分由５８．２７ｍＪ／ｍ２降低为５５．０５ｍＪ／ｍ２，表面自由能略有降低．ＰＡＭＡ４０１在颗粒表面的吸附改变了颗粒间相互作用势能的大小，尤其是界面极性作用势能的大小和作用范围，但仍未改变颗粒间总作用势能的吸引或排斥状态．本研究对微细粒煤泥选择性絮凝浮选中絮凝剂作用性能的判断和类型选择具有重要意义．关键词：选择性絮凝浮选；聚丙烯酰胺；润湿性；扩展的ＤＬＶＯ理论中图分类号：ＴＤ ９４文献标志码：Ａ文章编号：１０００－１９６４（２０１５）０６－１０６１－０７Ｐａｒｔｉｃｌｅｓ ｉｎｔｅｒａｃｔｉｏｎ ｉｎ ｓｅｌｅｃｔｉｖｅ ｆｌｏｃｃｕｌａｔｉｏｎ ｆｌｏｔａｔｉｏｎ ｏｆ ｆｉｎｅ ｃｏａｌＺＯＵ Ｗｅｎｊｉｅ１，ＣＡＯ Ｙｉｊｕｎ２，ＳＵＮ Ｃｈｕｎｂａｏ１，ＺＨＡＮＧ Ｚｈｉｊｕｎ３（１．Ｃｉｖｉｌ ａｎｄ Ｅｎｖｉｒｏｎｍｅｎｔａｌ Ｅｎｇｉｎｅｅｒｉｎｇ Ｓｃｈｏｏｌ，Ｕｎｉｖｅｒｓｉｔｙ ｏｆ Ｓｃｉｅｎｃｅ ａｎｄ Ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ Ｂｅｉｊｉｎｇ，Ｂｅｉｊｉｎｇ １０００８３，Ｃｈｉｎａ；２．Ｎａｔｉｏｎａｌ Ｅｎｇｉｎｅｅｒｉｎｇ Ｒｅｓｅａｒｃｈ Ｃｅｎｔｅｒ ｏｆ Ｃｏａｌ Ｐｒｅｐａｒａｔｉｏｎ ａｎｄ Ｐｕｒｉｆｉｃａｔｉｏｎ，Ｃｈｉｎａ Ｕｎｉｖｅｒｓｉｔｙ ｏｆ Ｍｉｎｉｎｇ ＆Ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ，Ｘｕｚｈｏｕ，Ｊｉａｎｇｓｕ ２２１１１６，Ｃｈｉｎａ；３．Ｓｃｈｏｏｌ ｏｆ Ｃｈｅｍｉｃａｌ ＆Ｅｎｖｉｒｏｎｍｅｎｔａｌ Ｅｎｇｉｎｅｅｒｉｎｇ，Ｃｈｉｎａ Ｕｎｉｖｅｒｓｉｔｙ ｏｆ Ｍｉｎｉｎｇ ＆Ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ（Ｂｅｉｊｉｎｇ），Ｂｅｉｊｉｎｇ １０００８３，Ｃｈｉｎａ）Ａｂｓｔｒａｃｔ：Ｃｏａｌ ｐａｒｔｉｃｌｅｓ ａｎｄ ｉｍｐｕｒｉｔｙ ｍｉｎｅｒａｌ ｋａｏｌｉｎｉｔｅ ｉｎ ｔｈｅ ｓｅｌｅｃｔｉｖｅ ｆｌｏｃｃｕｌａｔｉｏｎ ｆｌｏｔａｔｉｏｎ ｏｆｆｉｎｅ ｃｏａｌ ｗｅｒｅ ｓｔｕｄｉｅｄ ｉｎ ｔｈｉｓ ｐａｐｅｒ．Ｗａｓｈｂｕｒｎ ｅｑｕａｔｉｏｎ ａｎｄ ｖａｎ Ｏｓｓ－Ｃｈａｕｄｈｕｒｙ－Ｇｏｏｄ ｔｈｅｏｒｙｗｅｒｅ ｕｓｅｄ ｔｏ ｅｓｔｉｍａｔｅ ｔｈｅ ｓｕｒｆａｃｅ ｆｒｅｅ ｅｎｅｒｇｙ ｖａｒｉａｔｉｏｎ ｏｆ ｃｏａｌ ａｎｄ ｋａｏｌｉｎｉｔｅ ｐａｒｔｉｃｌｅｓ ｂｅｆｏｒｅ ａｎｄａｆｔｅｒ ｔｈｅ ａｄｓｏｒｐｔｉｏｎ ｏｆ ａｎｉｏｎｉｃ ｐｏｌｙａｃｒｙｌａｍｉｄｅ ｗｉｔｈ ｌｏｗ ｍｏｌｅｃｕｌａｒ ｗｅｉｇｈｔ（ＰＡＭ Ａ４０１）ｏｎｔｏｔｈｅｉｒ ｓｕｒｆａｃｅ．Ｔｈｅ ｉｎｔｅｒｆａｃｉａｌ ｉｎｔｅｒａｃｔｉｏｎ ｂｅｔｗｅｅｎ ｐａｒｔｉｃｌｅｓ ｏｆ ｃｏａｌ ｏｒ ｋａｏｌｉｎｉｔｅ ｗａｓ ｃａｌｃｕｌａｔｅｄ ｂｙｔｈｅ ｅｘｔｅｎｄｅｄ ＤＬＶＯ ｔｈｅｏｒｙ．Ｔｈｅ ｉｎｆｌｕｅｎｃｅ ｏｆ ＰＡＭ Ａ４０１ａｄｓｏｒｐｔｉｏｎ ｏｎ ｄｉｓｐｅｒｓｉｏｎ ｂｅｈａｖｉｏｒ ｏｆｃｏａｌ ｏｒ ｋａｏｌｉｎｉｔｅ ｐａｒｔｉｃｌｅｓ ｗａｓ ａｎａｌｙｚｅｄ．Ｉｔ ｗａｓ ｓｈｏｗｅｄ ｔｈａｔ ａｄｓｏｒｐｔｉｏｎ ｏｆ ＰＡＭ Ａ４０１ｃｈａｎｇｅｄｔｈｅ ｓｕｒｆａｃｅ ｆｒｅｅ ｅｎｅｒｇｙ ａｎｄ ｉｔｓ ｃｏｍｐｏｎｅｎｔｓ ｏｆ ｃｏａｌ ａｎｄ ｋａｏｌｉｎｉｔｅ．Ｔｈｅ ｈｙｄｒｏｐｈｏｂｉｃｉｔｙ ｏｆ ｃｏａｌ ｄｅ－ｃｒｅａｓｅｄ，ｐｏｌａｒ ｃｏｍｐｏｎｅｎｔｓ ｉｎｃｒｅａｓｅｄ，ａｎｄ ｎｏｎ－ｐｏｌａｒ ｃｏｍｐｏｎｅｎｔｓ ｒｅｄｕｃｅｄ ａｆｔｅｒ ａｄｓｏｒｐｔｉｏｎ ｏｆＰＡＭ Ａ４０１．Ｔｈｅ ｓｕｒｆａｃｅ ｆｒｅｅ ｅｎｅｒｇｙ ｏｆ ｃｏａｌ ｓｕｒｆａｃｅ ｉｎｃｒｅａｓｅｄ ｆｒｏｍ ３９．９２ｍＪ／ｍ２ ｔｏ ４０．４３ｍＪ／ｍ２．Ｔｈｅ ｈｙｄｒｏｐｈｏｂｉｃｉｔｙ ｏｆ ｋａｏｌｉｎｉｔｅ ｉｎｃｒｅａｓｅｄ ｓｌｉｇｈｔｌｙ，ａｎｄ ｔｈｅ ｐｏｌａｒ ｃｏｍｐｏｎｅｎｔ ｒｅｄｕｃｅｄ ｆｒｏｍ５８．２７ｍＪ／ｍ２ ｔｏ ５５．０５ｍＪ／ｍ２．Ａｆｔｅｒ ａｄｓｏｒｐｔｉｏｎ ｏｆ ＰＡＭ Ａ４０１，ｔｈｅ ａｂｓｏｌｕｔｅ ｖａｌｕｅ ｏｆ ｔｏｔａｌ ｉｎ－DOI:10.13247/ki.jcumt.000423 中国矿业大学学报 第４４卷ｔｅｒａｃｔｉｏｎ ｐｏｔｅｎｔｉａｌ ｅｎｅｒｇｙ ｂｅｔｗｅｅｎ ｐａｒｔｉｃｌｅｓ ｗａｓ ｃｈａｎｇｅｄ，ｅｓｐｅｃｉａｌｌｙ ｔｈｅ ｖａｌｕｅ ａｎｄ ａｃｔｉｏｎ ｒａｎｇｅｏｆ ｐｏｌａｒ ｉｎｔｅｒａｃｔｉｏｎ．Ｂｕｔ ｔｈｅ ｔｏｔａｌ ｐｏｔｅｎｔｉａｌ ｅｎｅｒｇｙ ｓｔａｔｅ ｏｆ ａｔｔｒａｃｔｉｏｎ ｏｒ ｒｅｐｕｌｓｉｏｎ ｏｆ ｐａｒｔｉｃｌｅｓｓｔａｙｅｄ ｕｎｃｈａｎｇｅｄ．Ｔｈｉｓ ｒｅｓｅａｒｃｈ ｉｓ ｏｆ ｇｒｅａｔ ｓｉｇｎｉｆｉｃａｎｃｅ ｔｏ ｔｈｅ ｐｅｒｆｏｒｍａｎｃｅ ｊｕｄｇｍｅｎｔ ａｎｄ ｓｅｌｅｃ－ｔｉｏｎ ｏｆ ｆｌｏｃｃｕｌａｎｔ ｉｎ ｓｅｌｅｃｔｉｖｅ ｆｌｏｃｃｕｌａｔｉｏｎ ｆｌｏｔａｔｉｏｎ ｏｆ ｆｉｎｅ ｃｏａｌ．Ｋｅｙ ｗｏｒｄｓ：ｓｅｌｅｃｔｉｖｅ ｆｌｏｃｃｕｌａｔｉｏｎ ｆｌｏｔａｔｉｏｎ；ｐｏｌｙａｃｒｙｌａｍｉｄｅ；ｗｅｔｔａｂｉｌｉｔｙ；ｅｘｔｅｎｄｅｄ ＤＬＶＯ ｔｈｅｏｒｙ随着采煤机械化程度的提高以及重介质选煤技术的快速发展，煤泥微细粒含量大、粒度趋于减小，部分选煤厂－４５μｍ物料占浮选入料的６０％～８０％以上；焦煤与肥煤是我国稀缺煤种，在分选过程中产生约２０％灰分在３５％左右的中煤，成为稀缺煤二次资源，其深度脱硫降灰也需磨碎至较细粒度（达－２０μｍ）［１－２］；再者，随着洁净煤技术的发展要求，煤岩组分分离等精细分选加工同样面临选别粒度微细化的难题［３］．选择性絮凝浮选在处理微细粒煤泥特别是高灰难选煤泥方面具有较强的生命力，在国内外已有较多的实验室成果报道［４－８］，聚丙烯酰胺是煤泥选择性絮凝浮选常用的絮凝剂．选择性絮凝浮选是针对因微细粒矿物颗粒质量小，难以克服矿化能垒实现有效分选的缺陷［９］，添加一种有选择性作用的絮凝剂选择其中一种组分进行絮凝，增大矿物颗粒行为尺寸，然后通过常规浮选将絮体分离．微细粒煤泥选择性絮凝浮选中，保证不同组分颗粒的选择性絮凝、分散状态是获取高效分选的关键．聚丙烯酰胺在不同样品表面的吸附活性位点以及强度不同，使其在样品表面的吸附量不同［１０］，进一步影响颗粒的分散行为及表面润湿性，影响浮选分离效率的高低．此外，黏土类矿物占煤中杂质矿物总量的６０％～８０％，而高岭石是煤中主要的黏土矿物［１１－１２］．基于此，本文以煤泥选择性絮凝浮选中的煤颗粒以及主要杂质矿物高岭石为研究对象，分析聚丙烯酰胺作用前后煤及高岭石颗粒表面自由能的变化，利用扩展的ＤＬ－ＶＯ理论计算聚丙烯酰胺作用前后颗粒间的相互作用，研究聚丙烯酰胺吸附对不同颗粒分散状态的影响，本研究对煤泥选择性絮凝浮选中絮凝剂作用性能的判断和类型选择具有重要意义．１ 试验部分１．１ 样品制备取钱家营选煤厂＋１３ｍｍ的精煤，按照ＧＢ／Ｔ４７８—２００８进行浮沉实验得到－１．３ｇ／ｃｍ３灰分为２．６％的浮沉产物，用去离子水冲洗产物上残存的重液至无Ｃｌ－残留，放入真空干燥箱中恒温７０℃干燥２ｈ．该低密度精煤经颚式破碎机破碎至－１ｍｍ，混匀后在２００ｒ／ｍｉｎ氧化锆内衬的ＱＨＪＭ－２立式超细搅拌磨机中干磨５ｍｉｎ，所得煤样的比表面积（Ｎ２－ＢＥＴ法）为０．２９５ｍ２／ｇ，将该超低灰精煤样品保存在真空干燥器中待用．煤系高岭石来自河南永城，为结晶度较好、有序化程度较高的１∶１型层状硅酸盐矿物，纯度大于９０％，比表面积为０．２８１ｍ２／ｇ．所用低分子量阴离子型聚丙烯酰胺代号为ＰＡＭ Ａ４０１．１．２ 试验方法吸附试验：将ＰＡＭ Ａ４０１配制成５００ｍｇ／Ｌ的溶液，稀释成１２ｍｇ／Ｌ的稀溶液．称取２．０００ ０ｇ煤或高岭石，分别加入２００ｍＬ溶液中，摇匀至粉末样品全部润湿分散，放入２０℃，２００ｒ／ｍｉｎ的恒温振荡箱中，达到吸附平衡，在高速台式离心机（ＴＧＬ－２０Ｂ）离心速度为２ｋｒ／ｍｉｎ下离心５ｍｉｎ后过滤，取过滤后样品置于真空干燥箱中７０℃下干燥．为制得足够的样品量，可同时进行多组吸附试验．Ｚｅｔａ电位测定：将样品磨至－２μｍ，用１２ｍｇ／Ｌ ＰＡＭ Ａ４０１配置质量分数为０．０５％～０．１％的悬浮液，搅拌一定时间后在Ｚｅｔａｐｌｕｓ Ｚｅｔａ分析仪上进行电动电位测量，样品池温度为（２５±０．５）℃，重复测量５次取平均值．煤颗粒Ｚｅｔａ电位为－２０ｍＶ，高岭石颗粒Ｚｅｔａ电位为－４０ｍＶ，吸附ＰＡＭ Ａ４０１后，煤颗粒Ｚｅｔａ电位为－２９ｍＶ．润湿性测试：采用Ｗａｓｈｂｕｒｎ动态法测定ＰＡＭ Ａ４０１作用前后的超低灰精煤以及高岭石的润湿性，具体方法见文献［１３－１４］．为验证试验设计的可行性，每次试验重复５次，取试验结果的平均值．其中，正己烷润湿超低灰精煤样品润湿曲线的平均斜率和偏差为（８２３±２．７）×１０－５，可见试验的重现性以及润湿曲线的线性拟合度均较高，保证了试验数据的准确性．２ 结果与讨论２．１ ＰＡＭ Ａ４０１吸附对颗粒表面润湿性的影响２．１．１ Ｗａｓｈｂｕｒｎ动态方程和ｖａｎ Ｏｓｓ－Ｃｈａｕｄｈｕ－ｒｙ－Ｇｏｏｄ理论 在Ｗａｓｈｂｕｒｎ动态法测试中，假定充填床由许多毛细管簇组成且液体润湿过程为层流，则由Ｐｏｉ－ｓｅｕｉｌｌｅ定律可［１５－１７］导出２６０１第６期 邹文杰等：煤泥选择性絮凝浮选中颗粒间相互作用研究ω２＝ｒｅｆｆε２（πＲ２）２ρ２γｃｏｓθ２ηｔ，（１）式中：ω为充填床内液体质量，ｇ；ｒｅｆｆ为毛细管有效半径，μｍ；ε为微细颗粒填充床孔隙率，％；Ｒ为填充床的半径，ｍｍ；ρ为润湿液密度，ｇ／ｍＬ；γ为液体表面张力，ｍＮ／ｍ；θ为润湿接触角，（°）；η为液体黏度，ｍＰａ·ｓ；ｔ为润湿时间，ｓ．根据实验可直接测得式（１）中的充填床内液体质量随时间ｔ的变化曲线，但不同充填床的毛细管有效半径ｒｅｆｆ及充填床孔隙率ε难以准确测量，为了简化计算过程，令ｃ＝ｒｅｆｆε２（πＲ２）２，ｋ为直线ω２－ｔ的斜率，则有ω２＝ｃρ２γｃｏｓθ２ηｔ＝ｋｔ，（２）式中 ｃ为充填床的几何因子，ｃｍ５．若某一液体可完全润湿微细颗粒，即θ＝０°，代入式（２）即可求出充填床的几何因子ｃ．在ｖａｎ Ｏｓｓ－Ｃｈａｕｄｈｕｒｙ－Ｇｏｏｄ理论中，固体的总表面自由能γｓ分解为非极性的Ｌｉｆｓｈｉｔｚ－ｖａｎ ｄｅｒＷａａｌｓ作用γＬＷｓ和极性的Ｌｅｗｉｓ酸碱作用γＡＢｓ．非极性成分为色散作用、诱导作用和定向作用，主要是色散作用；极性成分为Ｌｅｗｉｓ酸性分量γ＋ｓ和碱性分量γ－ｌ，主要是氢键作用，可表达为γｓ＝γＬＷｓ＋γＡＢｓ＝γＬＷｓ＋２（γ＋ｓγ－ｓ）１／２．（３）固液界面间的自由能表达式为γｓｌ＝γｓ＋γｌ－２［（γＬＷｓγＬＷｌ）１／２＋（γ＋ｓγ－ｌ）１／２＋（γ－ｓγ＋ｌ）１／２］．（４）式（４）联合Ｙｏｕｎｇ方程，可得Ｗａ＝γｌ（１＋ｃｏｓθ）＝２［（γＬＷｓγＬＷｌ）１／２＋（γ＋ｓγ－ｌ）１／２＋（γ－ｓγ＋ｌ）１／２］，（５）式中 Ｗａ为黏附功．测量３种液体在煤样表面的前进接触角则可求出煤样的表面自由能成分．２．１．２ ＰＡＭ Ａ４０１吸附对颗粒表面自由能的影响采用Ｗａｓｈｂｕｒｎ法测试探针液体分别为正己烷，１－溴萘，甲酰胺及去离子水时对ＰＡＭ Ａ４０１吸附前后煤及高岭石的润湿曲线，液体的物理参数见表１．正己烷及去离子水对ＰＡＭ Ａ４０１吸附前后煤及高岭石的润湿曲线如图１所示．表１ 液体的物理参数（２０℃）Ｔａｂｌｅ １ Ｐｈｙｓｉｃａｌ ｐａｒａｍｅｔｅｒｓ ｏｆ ｌｉｑｕｉｄｓ ａｔ ２０℃ｍＮ／ｍ液体γｌγＬＷｓγ＋ｓγ－ｌ正己烷１８．４ １８．４ ０ ０１－溴萘４４．４ ４４．４ ０ ０甲酰胺５７．４ ３９．０ ２．２８ ３９．０去离子水７２．８ ２１．８ ２５．５０ ２５．５图１ 正己烷及去离子水对ＰＡＭ Ａ４０１吸附前后煤及高岭石的润湿曲线Ｆｉｇ．１ Ｗｅｔｔｉｎｇ ｃｕｒｖｅｓ ｏｆ ｎ－ｈｅｘａｎｅ ａｎｄ ｄｅｉｏｎｉｚｅｄ ｗａｔｅｒ ｔｏ ｃｏａｌ ａｎｄ ｋａｏｌｉｎｉｔｅ ｂｅｆｏｒｅ ａｎｄ ａｆｔｅｒ ａｂｓｏｒｂｉｎｇ ＰＡＭ Ａ４０１ 根据润湿曲线可得其斜率ｋ，带入式（２）计算煤及高岭石样品充填床的几何因子，以及４种探针液体的相对接触角，结果见表２．表２ 吸附ＰＡＭ Ａ４０１前后煤样及高岭石充填床的几何因子和相对接触角（２０℃）Ｔａｂｌｅ ２ Ｇｅｏｍｅｔｒｉｃ ｆａｃｔｏｒｓ ａｎｄ ａｄｖａｎｃｉｎｇ ｃｏｎｔａｃｔ ａｎｇｌｅｓｏｆ ｃｏａｌ ｓａｍｐｌｅｓ ａｎｄ ｋａｏｌｉｎｉｔｅ ｐａｃｋｅｄ ｂｅｄ ｂｅｆｏｒｅａｎｄ ａｆｔｅｒ ａｂｓｏｒｂｉｎｇ ＰＡＭ Ａ４０１ ａｔ ２０℃样品几何因子ｃ／１０－６ ｃｍ５相对接触角θ／（°）正己烷１－溴萘甲酰胺去离子水吸附后煤２．１２ ０ ４４．６０ ５８．３５ ７６．３０煤１．８１ ０ ４０．８０ ６３．９２ ８２．９０吸附后高岭石２．１６ ３３．９９ ０ １８．４９ １４．７６高岭石５．６８ ４３．７６ ０．１７ ９．２８ ０由表２可见，４个样品充填床的几何因子在同一数量级，所测得的相对接触角具有可比性，该方法对于本组样品的润湿性测试是合理的．对于同一样品，依次将表２中４种探针液体的相对接触角（θ≠０°）以及表１中对应探针液体的表面张力参数代入公式（５），组成三元方程式组，通过求解该三元方程式组可得样品表面自由能的非极性成分γＬＷｓ，酸性分量γ＋ｓ和碱性分量γ－ｓ，进一步根据式（３）求得γＡＢｓ及γｓ，计算结果见表３．由表３可知，ＰＡＭ Ａ４０１吸附改变了煤及高岭石的表面自由能及各成分的大小．吸附后煤样的极性成分γＡＢｓ增加，非极性成分γＬＷｓ降低，表面自３６０１ 中国矿业大学学报 第４４卷由能γｓ由３９．９２ｍＪ／ｍ２增大为４０．４３ｍＪ／ｍ２，煤颗粒表面的疏水性稍有降低．吸附后高岭石的极性成分中基于氢键作用的碱性分量γ－ｓ降低幅度较大，由５８．２７ｍＪ／ｍ２降低为５５．０５ｍＪ／ｍ２，表面自由能γｓ由５３．９３ｍＪ／ｍ２降低为５２．７４ｍＪ／ｍ２，吸附导致高岭石颗粒表面的亲水性减弱．表３ 吸附ＰＡＭ Ａ４０１前后煤样及高岭石的表面自由能成分（２０℃）Ｔａｂｌｅ ３ Ｖａｌｕｅｓ ｏｆ ｓｕｒｆａｃｅ ｆｒｅｅ ｅｎｅｒｇｙ ｃｏｍｐｏｎｅｎｔｓｏｆ ｃｏａｌ ｓａｍｐｌｅｓ ａｎｄ ｋａｏｌｉｎｉｔｅ ｂｅｆｏｒｅ ａｎｄ ａｆｔｅｒａｂｓｏｒｂｉｎｇ ＰＡＭ Ａ４０１ ａｔ ２０℃ｍＪ／ｍ２样品γＬＷｓγ＋ｓγ－ｓγＡＢｓγｓ煤３２．２８ ０．６２ ２３．４６ ７．６４ ３９．９２吸附后煤３０．５４ ０．９８ ２４．９３ ９．８９ ４０．４３高岭石４４．４０ ０．３９ ５８．２７ ９．５３ ５３．９３吸附后高岭石４４．４０ ０．３２ ５５．０５ ８．３４ ５２．７４２．２ ＰＡＭ Ａ４０１对颗粒间相互作用的影响２．２．１ 扩展的ＤＬＶＯ理论及相关参数计算本研究体系矿粒表面间相互作用力主要考虑静电力、范德华力、水化力、疏水力等，表示如下ＶＥＤＴ＝ＶＡ＋ＶＲ＋ＶＨＲ＋ＶＨＡ，（６）式中：ＶＡ为范德华力相互作用能；ＶＲ为静电相互作用势能；ＶＨＲ为水化相互作用排斥能；ＶＨＡ为疏水相互作用吸引能．ＶＨＲ和ＶＨＡ又称为界面极性作用势能ＶＨ．以球形颗粒与平板颗粒间相互作用为例，半径为Ｒ的球形颗粒与平板颗粒间（球－面）作用势能及作用力大小的计算公式［１８－１９］如下 ＶＴ＝ＶＡ＋ＶＲ＋ＶＨ＝－ＡＲ６ｈ＋πεＲ·ψ２０１＋ψ２０（）２２ψ０１ψ０２ψ２０１＋ψ２０２ｌｎ１＋ｅｘｐ（－κｈ）１－ｅｘｐ（－κｈ）［＋ ｌｎ １－ｅｘｐ（－２κｈ［］］）＋２πＲｈ０Ｖ０ＨｅｘｐＨ０－ｈｈ（）０，（７）式中：ｈ为两颗粒表面间距，ｎｍ；Ａ为Ｈａｍａｋｅｒ常数，Ｊ；Ｒ为球形颗粒半径，ｍ；ε为介电常数，Ｃ２／（Ｊ·ｍ）或Ｆ／ｍ；ψ０１，ψ０２分别为颗粒１和２的表面电位，ｍＶ；κ－１为德拜长度，ｍ；Ｈ０为两表面间平衡接触距离，ｎｍ；ｈ０为衰减长度，ｎｍ，一般为１～１０ｎｍ；Ｖ０Ｈ为相互作用能量参数，与表面润湿性有关，ｍＪ／ｍ２．设Ａ１１，Ａ２２分别代表物质１和２在真空相互作用的Ｈａｍａｋｅｒ常数，Ａ３３代表水在真空中相互作用的Ｈａｍａｋｅｒ常数，则物质１和２在水溶液３中相互作用的Ｈａｍａｋｅｒ常数Ａ１３２为［２０－２１］ Ａ１３２＝Ａ１２＋Ａ３３－Ａ１３－Ａ２３≈（Ａ槡１１－Ａ槡３３）（Ａ槡２２－Ａ槡３３），（８）式中：Ａｉｊ≈ＡｉｉＡ槡ｊｊ，Ａｉｊ为物质ｉ和ｊ在真空中的Ｈａｍａｋｅｒ常数，ｉ，ｊ＝１，２，３．煤泥选择性絮凝浮选体系中，物质在真空中相互作用的Ｈａｍａｋｅｒ常数见表４．表４ 物质在真空中的Ｈａｍａｋｅｒ常数Ｔａｂｌｅ ４ Ｈａｍａｋｅｒ ｃｏｎｓｔａｎｔ ｏｆ ｍａｔｅｒｉａｌｓ ｉｎ ｖａｃｕｕｍ物质 Ｈａｍａｋｅｒ常数／ｚＪ空气０水３７．０煤６０．７高岭石３１０．０ＰＡＭ［２２］８０．０根据式（８），煤泥选择性絮凝浮选体系的Ｈａ－ｍａｋｅｒ常数计算如表５所示．表５ ２种物质在水介质中的Ｈａｍａｋｅｒ常数Ｔａｂｌｅ ５ Ｈａｍａｋｅｒ ｃｏｎｓｔａｎｔ ｏｆ ｔｗｏ ｍａｔｅｒｉａｌｓ ｉｎ ｗａｔｅｒ物质１介质３物质２Ｈａｍａｋｅｒ常数／ｚＪ煤水空气－１０．５煤水煤３．０煤水高岭石１９．９高岭石水空气－７０．１高岭石水高岭石１３２．８本研究为三元体系，物质１和２浸在液体３中，界面极性相互作用中的相互作用能量参数为Ｖ０Ｈ＝ΔＧＡＢ１３１（Ｈ０）＝２［γ＋槡３（γ－槡１＋γ－槡２－γ－槡３）＋γ－槡３（γ＋槡１＋γ＋槡２－γ＋槡３）－γ＋１γ－槡２－γ－１γ＋槡２］，（９）式中：ΔＧＡＢ１３１（Ｈ０）为两表面接触时自由能；γ＋ｉ为物质表面能的Ｌｅｗｉｓ酸性分量；γ＋ｉ为物质表面能的Ｌｅｗｉｓ碱性分量．将表１和表３数据代入式（９）可得：煤－煤Ｖ０Ｈ＝－３．５１ｍＪ／ｍ２；吸附药剂后的煤－煤Ｖ０Ｈ＝－０．９２ｍＪ／ｍ２；高岭石－高岭石Ｖ０Ｈ＝４５．７３ｍＪ／ｍ２；煤－高岭石Ｖ０Ｈ＝１６．４９ｍＪ／ｍ２；吸附药剂后的煤－高岭石Ｖ０Ｈ＝２０．４８ｍＪ／ｍ２．２．２．２ ＰＡＭ Ａ４０１吸附对颗粒间相互作用势能的影响 １）煤－煤颗粒之间取真空中水的介电常数ε０＝８．８５４×１０－１２Ｃ２／（Ｊ·ｍ），水的相对介电常数εｒ为７８．５，则ε＝６．９５×１０－１０ Ｃ２／（Ｊ·ｍ）；在１ｍｍｏｌ／Ｌ的ＫＣｌ溶液中，κ＝１．０４×１０８ ｍ［２３］，下同．由Ｚｅｔａ电位测得ψ０１＝ψ０２＝－２０ｍＶ＝－０．０２Ｊ／Ｃ．Ｒ＝５μｍ，Ｈ０＝０ｎｍ，根据查表［１８］，取ｈ０＝１０．３ｎｍ．根据式（７）计算得到煤粒之间的势能曲线如图２ａ所示．利用经４６０１第６期 邹文杰等：煤泥选择性絮凝浮选中颗粒间相互作用研究典ＤＬＶＯ理论所计算的Ｖ′Ｔ在颗粒间距范围内存在３．７×１０３ｋＴ（其中，ｋ为玻耳兹曼常量，ｋ＝１．３８１×１０－２３ Ｊ／Ｋ；Ｔ为热力学温度，Ｔ＝２９８Ｋ）大小的能垒，颗粒间正的总作用势能表现为排斥势能，说明２个煤颗粒不会聚团，这与大量实际试验研究相悖．利用扩展的ＤＬＶＯ理论计算结果表明，ＶＨＡ作用范围为０～６０ｎｍ，其值小于０，界面极性相互作用表现为吸引势能，较静电和范德华势能的值大２个数量级．颗粒间距分别为５，２０ｎｍ时，疏水化势能分别为－１．７×１０５ｋＴ，－０．３９５×１０５ｋＴ，总势能Ｖ′Ｔ分别为－１．６６×１０５ｋＴ，－０．３８８×１０５ｋＴ．煤颗粒之间的总作用势能表现为吸引作用．图２ 扩展的ＤＬＶＯ理论计算的颗粒间相互作用曲线Ｆｉｇ．２ Ｃｕｒｖｅｓ ｏｆ ｉｎｔｅｒａｃｔｉｏｎ ｂｅｔｗｅｅｎ ｐａｒｔｉｃｌｅｓ ｃａｌｃｕｌａｔｅｄ ｂｙ ｅｘｔｅｎｄｅｄ ＤＬＶＯ ｔｈｅｏｒｙ ２）吸附ＰＡＭ Ａ４０１的煤颗粒之间煤颗粒表面吸附ＰＡＭ Ａ４０１后，ψ＝－０．０２９Ｊ／Ｃ，取吸附层厚度δ＝１０ｎｍ［８］，吸附有药剂层的煤颗粒之间范德华势能为ＶＡ＝－Ｒ６Ａ２３２ｈ－２Ａ１２３ｈ＋δ＋Ａ１２１ｈ＋２（）δ．（１０）则吸附ＰＡＭ Ａ４０１后，煤粒与煤粒间的相互作用曲线如图２ｂ所示．可见，利用经典ＤＬＶＯ理论计算所得总势能Ｖ′Ｔ存在４．５７×１０３ｋＴ大小的排斥势能垒．扩展的ＤＬＶＯ理论计算结果中，Ｖ０Ｈ相互作用能量参数仍为负值，界面极性作用表现为疏水化引力，但其绝对值变小，疏水化力的作用范围和疏水化势能均减小，但仍远大于颗粒间的范德华势能及静电势能，前者的绝对值高出后者１个数量级．颗粒间距分别为５和２０ｎｍ时，疏水化势能分别为－４．４２×１０４ｋＴ，－１．３１×１０４ｋＴ，总势能分别为－４．０３×１０４ｋＴ，－０．９３１×１０４ｋＴ．煤颗粒之间的总势能在０～６０ｎｍ范围内均为负值，仍表现为吸引作用．３）高岭石－高岭石颗粒之间取高岭石颗粒半径为Ｒ＝１μｍ；取ｈ０＝１．０ｎｍ，Ｈ０＝０．２ｎｍ．高岭石颗粒之间的相互作用势能如图２ｃ所示．可见，高岭石颗粒之间的界面极性作用体现为亲水排斥势能，ＶＨＲ的作用范围为０～１０ｎｍ，其值随着ｈ的减小而急剧增大，在颗粒间距为０．３ｎｍ时，存在最大能垒为４．７５×１０４ｋＴ．颗粒间距分别为５，２０ｎｍ时，亲水排斥势能分别为０．５７×１０３ｋＴ，０ｋＴ，总势能分别为１．０８×１０３ｋＴ，０．１３×１０３ｋＴ．高岭石颗粒之间的总作用势能表现为排斥作用．４）煤－高岭石颗粒之间计算所得势能曲线如图２ｄ所示．煤和高岭石颗粒之间界面极性作用为亲水排斥势能，作用范围为０～５ｎｍ，且较高岭石－高岭石颗粒之间的势能小，主导了煤和高岭石颗粒间的作用势能．在颗粒间距为０．２ｎｍ时，存在２．７８２×１０４ｋＴ的能垒．颗粒间距分别为５，２０ｎｍ时，亲水排斥势能分别为０．２５×１０３ｋＴ，０ｋＴ，总势能分别为１．０３×１０３ｋＴ，０．２１×１０３ｋＴ．煤和高岭石颗粒之间的总作用势能表现为排斥作用．５）高岭石－吸附ＰＡＭ Ａ４０１的煤颗粒之间５６０１ 中国矿业大学学报 第４４卷阴离子型的ＰＡＭ Ａ４０１稀溶液中高岭石表面吸附量较少［８］，为简化计算，假设高岭石表面不发生吸附，计算所得势能曲线如图２ｅ和图３所示．ＰＡＭ Ａ４０１吸附后，煤和高岭石颗粒之间总作用势能减小．２种颗粒之间的静电排斥势能增大；界面极性作用表现为亲水排斥力，且亲水排斥势能较吸附之前煤与高岭石颗粒之间的势能略有减小．在颗粒间距为０．２ｎｍ时，存在２．２９×１０４ｋＴ的能垒．颗粒间距分别为５，２０ｎｍ时，亲水排斥势能分别为０．２１×１０３ｋＴ，０ｋＴ，总势能分别为１．２８×１０３ｋＴ，０．２８×１０３ｋＴ．吸附ＰＡＭ Ａ４０１的煤和高岭石颗粒之间的总作用势能仍表现为排斥作用．图３ 吸附ＰＡＭ Ａ４０１前后煤和高岭石之间总作用势能对比Ｆｉｇ．３ Ｉｎｔｅｒａｃｔｉｏｎ ｐｏｔｅｎｔｉａｌ ｅｎｅｒｇｙ ｂｅｔｗｅｅｎｋａｏｌｉｎｉｔｅ ａｎｄ ｃｏａｌ ｂｅｆｏｒｅ ａｎｄ ａｆｔｅｒ ａｄｓｏｒｂｉｎｇ ＰＡＭ Ａ４０１可见，选择性絮凝浮选中，ＰＡＭ Ａ４０１在颗粒表面的吸附改变了煤和高岭石的表面润湿性，也改变了颗粒间相互作用势能的大小，尤其是界面极性相互作用势能的大小和作用范围，但仍未改变颗粒间总作用势能的吸引或排斥状态，则在絮凝剂的架桥作用下，颗粒的行为尺寸选择性增大，另一部分仍保持分散，强化了微细粒煤泥的浮选分选．３ 结 论１）ＰＡＭ Ａ４０１的吸附改变了煤及高岭石的表面自由能及各成分的大小．煤吸附ＰＡＭ Ａ４０１后疏水性略有降低，极性成分增加，非极性成分降低，表面自由能由３９．９２ｍＮ／ｍ２增大为４０．４３ｍＮ／ｍ２；高岭石吸附ＰＡＭ Ａ４０１后亲水性降低，极性成分由５８．２７ｍＮ／ｍ２降低为５５．０５ｍＮ／ｍ２，表面自由能略有降低．２）扩展的ＤＬＶＯ理论计算表明，ＰＡＭ Ａ４０１在颗粒表面的吸附改变了颗粒间相互作用势能的大小，尤其是界面极性相互作用势能的大小和作用范围，但仍未改变颗粒间总作用势能的吸引或排斥状态．ａ．煤颗粒之间总势能表现为吸引作用，疏水吸引势能高于静电势能及范德华势能２个数量级，作用范围为０～６０ｎｍ；高岭石颗粒之间表现为排斥作用，亲水排斥势能作用范围为０～１０ｎｍ；煤和高岭石颗粒之间总势能表现为排斥作用，界面极性作用表现为亲水排斥势能，作用范围为０～５ｎｍ，其值随着颗粒间表面间距的减小而急剧增大．ｂ．吸附ＰＡＭ Ａ４０１后的煤颗粒间总作用势能仍表现为吸引作用，静电排斥力增大，疏水吸引势能绝对值和作用范围均减小，总作用势能的绝对值减小；ＰＡＭ Ａ４０１吸附后煤和高岭石颗粒之间总作用势能仍表现为排斥作用，静电排斥力增大，亲水排斥势能减小，总作用势能减小．参考文献：［１］ ＺＯＵ Ｗ Ｊ，ＣＡＯ Ｙ Ｊ，ＺＨＡＮＧ Ｚ Ｊ，ｅｔ ａｌ．Ｃｏａｌ ｐｅｔｒｏｌｏ－ｇｙ ｃｈａｒａｃｔｅｒｉｓｔｉｃｓ ｏｆ ｍｉｄｄｌｉｎｇｓ ｆｒｏｍ Ｑｉａｎｊｉａｙｉｎｇ ｆａｔｃｏａｌ ｍｉｎｅ［Ｊ］．Ｉｎｔｅｒｎａｔｉｏｎａｌ Ｊｏｕｒｎａｌ ｏｆ Ｍｉｎｉｎｇ Ｓｃｉｅｎｃｅａｎｄ Ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ，２０１３，２３（５）：７７７－７８２．［２］ ＺＨＡＮＧ Ｌ，ＬＩＵ Ｗ Ｌ，ＭＥＮ Ｄ Ｐ．Ｐｒｅｐａｒａｔｉｏｎ ａｎｄ ｃｏ－ｋｉｎｇ ｐｒｏｐｅｒｔｉｅｓ ｏｆ ｃｏａｌ ｍａｃｅｒａｌ ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｅｓ［Ｊ］．Ｉｎｔｅｒ－ｎａｔｉｏｎａｌ Ｊｏｕｒｎａｌ ｏｆ Ｍｉｎｉｎｇ Ｓｃｉｅｎｃｅ ａｎｄ Ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ，２０１４，２４（１）：９３－９８．［３］ 王美丽，舒新前，朱书全．煤岩组分解离与分选的研究［Ｊ］．选煤技术，２００４（４）：３３－３６．ＷＡＮＧ Ｍｅｉｌｉ，ＳＨＵ Ｘｉｎｑｉａｎ，ＺＨＵ Ｓｈｕｑｕａｎ．Ｒｅｓｅａｒｃｈｏｎ ｌｉｂｅｒａｔｉｏｎ ａｎｄ ｓｅｐａｒａｔｉｏｎ ｏｆ ｃｏａｌ ｐｅｔｒｏｇｒａｐｈｙ ｃｏｍ－ｐｏｓｉｔｉｏｎ［Ｊ］．Ｃｏａｌ Ｐｒｅｐａｒａｔｉｏｎ Ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ，２００４（４）：３３－３６．［４］ ＭＡＴＨＵＲ Ｓ，ＳＩＮＧＨ Ｐ，ＭＯＵＤＧＩＬ Ｂ Ｍ．Ａｄｖａｎｃｅｓｉｎ ｓｅｌｅｃｔｉｖｅ ｆｌｏｃｃｕｌａｔｉｏｎ ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ ｆｏｒ ｓｏｌｉｄ－ｓｏｌｉｄ ｓｅｐ－ａｒａｔｉｏｎｓ［Ｊ］．Ｉｎｔｅｒｎａｔｉｏｎａｌ Ｊｏｕｒｎａｌ ｏｆ Ｍｉｎｅｒａｌ Ｐｒｏｃｅｓｓ－ｉｎｇ，２０００，５８（１）：２０１－２２２．［５］ ＺＨＡＮＧ Ｙ Ｊ，ＧＯＮＧ Ｇ Ｑ，ＷＵ Ｇ Ｇ，ｅｔ ａｌ．Ｐｈｙｓｉｃａｌｐｒｏｐｅｒｔｉｅｓ ａｎｄ ｆｉｌｔｅｒ ｃａｋｅ ｓｔｒｕｃｔｕｒｅ ｏｆ ｆｉｎｅ ｃｌｅａｎ ｃｏａｌｆｒｏｍ ｆｌｏｔａｔｉｏｎ［Ｊ］．Ｉｎｔｅｒｎａｔｉｏｎａｌ Ｊｏｕｒｎａｌ ｏｆ ＭｉｎｉｎｇＳｃｉｅｎｃｅ ａｎｄ Ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ，２０１４，２４（２）：２８１－２８４．［６］ 田小鹏．几种水溶性高分子化合物对煤泥浮选和过滤的影响规律研究［Ｄ］．太原：太原理工大学矿业工程学院，２００６：１７－３４．［７］ 沙 杰，谢广元，李晓英，等．细粒煤选择性絮凝分选试验研究［Ｊ］．煤炭科学技术，２０１２，４０（３）：１１８－１２１．ＳＨＡ Ｊｉｅ，ＸＩＥ Ｇｕａｎｇｙｕａｎ，ＬＩ Ｘｉａｏｙｉｎｇ，ｅｔ ａｌ．Ｅｘｐｅｒｉ－ｍｅｎｔ ｓｔｕｄｙ ｏｎ ｓｅｌｅｃｔｉｖｅ ｆｌｏｃｃｕｌａｔｉｏｎ ｓｅｐａｒａｔｉｏｎ ｏｆ ｆｉｎｅｐａｒｔｉｃｌｅ ｃｏａｌ［Ｊ］．Ｃｏａｌ Ｓｃｉｅｎｃｅ ａｎｄ Ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ．２０１２，４０（３）：１１８－１２１．［８］ 邹文杰，曹亦俊，李维娜，等．煤及高岭石的选择性絮凝研究［Ｊ］．煤炭学报．２０１３，３８（８）：１１４８－１４５３．ＺＯＵ Ｗｅｎｊｉｅ，ＣＡＯ Ｙｉｊｕｎ，ＬＩ Ｗｅｉｎａ，ｅｔ ａｌ．Ｓｅｌｅｃｔｉｖｅ６６０１第６期 邹文杰等：煤泥选择性絮凝浮选中颗粒间相互作用研究ｆｌｏｃｃｕｌａｔｉｏｎ ｏｆ ｃｏａｌ ａｎｄ ｋａｏｌｉｎｉｔｅ［Ｊ］．Ｊｏｕｒｎａｌ ｏｆ ＣｈｉｎａＣｏａｌ Ｓｏｃｉｅｔｙ．２０１３，３８（８）：１１４８－１４５３．［９］ ＭＩＥＴＴＩＮＥＮ Ｔ，ＲＡＬＳＴＯＮ Ｊ，ＦＯＲＮＡＳＩＥＲＯ Ｄ．Ｔｈｅ ｌｉｍｉｔｓ ｏｆ ｆｉｎｅ ｐａｒｔｉｃｌｅ ｆｌｏｔａｔｉｏｎ［Ｊ］．Ｍｉｎｅｒａｌｓ Ｅｎｇｉ－ｎｅｅｒｉｎｇ，２０１０，２３（５）：４２０－４３７．［１０］ ＰＥＮＧ Ｐ，ＧＡＲＮＩＥＲ Ｇ．Ｅｆｆｅｃｔ ｏｆ ｃａｔｉｏｎｉｃ ｐｏｌｙａｃｒｙｌ－ａｍｉｄｅ ａｄｓｏｒｐｔｉｏｎ ｋｉｎｅｔｉｃｓ ａｎｄ ｉｏｎｉｃ ｓｔｒｅｎｇｔｈ ｏｎ ｐｒｅ－ｃｉｐｉｔａｔｅｄ ｃａｌｃｉｕｍ ｃａｒｂｏｎａｔｅ ｆｌｏｃｃｕｌａｔｉｏｎ［Ｊ］．Ｌａｎｇ－ｍｕｉｒ，２０１０，２６（２２）：１６９４９－１６９５７．［１１］ ＸＵ Ｚ，ＬＩＵ Ｊ，ＣＨＯＵＮＧ Ｊ Ｗ，ｅｔ ａｌ．Ｅｌｅｃｔｒｏｋｉｎｅｔｉｃｓｔｕｄｙ ｏｆ ｃｌａｙ ｉｎｔｅｒａｃｔｉｏｎｓ ｗｉｔｈ ｃｏａｌ ｉｎ ｆｌｏｔａｔｉｏｎ［Ｊ］．Ｉｎｔｅｒｎａｔｉｏｎａｌ Ｊｏｕｒｎａｌ ｏｆ Ｍｉｎｅｒａｌ Ｐｒｏｃｅｓｓｉｎｇ，２００３，６８（１）：１８３－１９６．［１２］ 李宏亮，闵凡飞，彭陈亮．不同Ｃａ２＋浓度及ｐＨ值溶液中高岭石颗粒表面Ｚｅｔａ电位模拟［Ｊ］．中国矿业大学学报，２０１３，４２（４）：６３１－６３７．ＬＩ Ｈｏｎｇｌｉａｎｇ，ＭＩＮ Ｆａｎｆｅｉ，ＰＥＮＧ Ｃｈｅｎｌｉａｎｇ．Ｚｅｔａｐｏｔｅｎｔｉａｌ ｓｉｍｕｌａｔｉｏｎ ｏｆ ｋａｏｌｉｎｉｔｅ ｐａｒｔｉｃｌｅ ｓｕｒｆａｃｅ ｉｎｄｉｆｆｅｒｅｎｔ Ｃａ２＋ｃｏｎｃｅｎｔｒａｔｉｏｎ ａｎｄ ｐＨ ｖａｌｕｅ ｓｕｓｐｅｎ－ｓｉｏｎ［Ｊ］．Ｊｏｕｒｎａｌ ｏｆ Ｃｈｉｎａ Ｕｎｉｖｅｒｓｉｔｙ ｏｆ Ｍｉｎｉｎｇ ＆Ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ，２０１３，４２（４）：６３１－６３７．［１３］ 邹文杰，曹亦俊，刘炯天．煤表面热力学特性的Ｗａｓｈｂｕｒｎ动态法测试［Ｊ］．煤炭学报，２０１３，３８（７）：１２７１－１２７６．ＺＯＵ Ｗｅｎｊｉｅ，ＣＡＯ Ｙｉｊｕｎ，ＬＩＵ Ｊｉｏｎｇｔｉａｎ．Ｓｕｒｆａｃｅｔｈｅｒｍｏｄｙｎａｍｉｃ ｃｈａｒａｃｔｅｒｉｚａｔｉｏｎ ｏｆ ｆｉｎｅ ｃｏａｌ ｂｙＷａｓｈｂｕｒｎ ｄｙｎａｍｉｃ ｍｅｔｈｏｄ［Ｊ］．Ｊｏｕｒｎａｌ ｏｆ ＣｈｉｎａＣｏａｌ Ｓｏｃｉｅｔｙ．２０１３，３８（７）：１２７１－１２７６．［１４］ ＺＯＵ Ｗ Ｊ，ＣＡＯ Ｙ Ｊ，ＬＩＵ Ｊ Ｔ，ｅｔ ａｌ．Ｗｅｔｔｉｎｇ ｐｒｏｃｅｓｓａｎｄ ｓｕｒｆａｃｅ ｆｒｅｅ ｅｎｅｒｇｙ ｃｏｍｐｏｎｅｎｔｓ ｏｆ ｔｗｏ ｆｉｎｅ ｌｉｂ－ｅｒａｔｅｄ ｍｉｄｄｌｉｎｇ ｂｉｔｕｍｉｎｏｕｓ ｃｏａｌｓ ａｎｄ ｔｈｅｉｒ ｆｌｏｔａｔｉｏｎｂｅｈａｖｉｏｒｓ［Ｊ］．Ｐｏｗｄｅｒ Ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ，２０１３，２４６：６６９－６７６．［１５］ ＳＩＥＢＯＬＤ Ａ，ＷＡＬＬＩＳＥＲ Ａ，ＮＡＲＤＩＮ Ｍ，ｅｔ ａｌ．Ｃａｐｉｌｌａｒｙ ｒｉｓｅ ｆｏｒ ｔｈｅｒｍｏｄｙｎａｍｉｃ ｃｈａｒａｃｔｅｒｉｚａｔｉｏｎ ｏｆｓｏｌｉｄ ｐａｒｔｉｃｌｅ ｓｕｒｆａｃｅ［Ｊ］．Ｊｏｕｒｎａｌ ｏｆ Ｃｏｌｌｏｉｄ ａｎｄ Ｉｎ－ｔｅｒｆａｃｅ Ｓｃｉｅｎｃｅ，１９９７，１８６（１）：６０－７０．［１６］ ＷＡＳＨＢＵＲＮ Ｅ Ｗ．Ｔｈｅ ｄｙｎａｍｉｃｓ ｏｆ ｃａｐｉｌｌａｒｙ ｆｌｏｗ［Ｊ］．Ｐｈｙｓｉｃａｌ Ｒｅｖｉｅｗ，１９２１，１７：２７３－２８３．［１７］ ＭＡＲＴＩＣ Ｇ，ＤＥ ＣＯＮＩＮＣＫ Ｊ，ＢＬＡＫＥ Ｔ Ｄ．Ｉｎｆｌｕ－ｅｎｃｅ ｏｆ ｔｈｅ ｄｙｎａｍｉｃ ｃｏｎｔａｃｔ ａｎｇｌｅ ｏｎ ｔｈｅ ｃｈａｒａｃｔｅｒ－ｉｚａｔｉｏｎ ｏｆ ｐｏｒｏｕｓ ｍｅｄｉａ［Ｊ］．Ｊｏｕｒｎａｌ ｏｆ Ｃｏｌｌｏｉｄ ａｎｄＩｎｔｅｒｆａｃｅ Ｓｃｉｅｎｃｅ，２００３，２６３（１）：２１３－２１６．［１８］ 邱冠周，胡岳华，王淀佐．颗粒间相互作用与细粒浮选［Ｍ］．长沙：中南工业大学出版社，１９９３：８１－９０．［１９］ 张志军，刘炯天，冯 莉，等．基于ＤＬＶＯ理论的煤泥水体系的临界硬度计算［Ｊ］．中国矿业大学学报，２０１４，４３（１）：１２０－１２５．ＺＨＡＮＧ Ｚｈｉｊｕｎ，ＬＩＵ Ｊｉｏｎｇｔｉａｎ，ＦＥＮＧ Ｌｉ，ｅｔ ａｌ．Ｃａｌ－ｃｕｌａｔｉｏｎ ｏｆ ｃｒｉｔｉｃａｌ ｈａｒｄｎｅｓｓ ｏｆ ｃｏａｌ ｓｌｉｍｅ ｗａｔｅｒ ｓｙｓ－ｔｅｍ ｂａｓｅｄ ｏｎ ＤＬＶＯ ｔｈｅｏｒｙ［Ｊ］．Ｊｏｕｒｎａｌ ｏｆ Ｃｈｉｎａ Ｕ－ｎｉｖｅｒｓｉｔｙ ｏｆ Ｍｉｎｉｎｇ ＆Ｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙ，２０１４，４３（１）：１２０－１２５．［２０］ ＶＡＮ ＯＳＳ Ｃ Ｊ，ＯＭＥＮＹＩ Ｓ Ｎ，ＮＥＵＭＡＮＮ ＡＷ．Ｎｅｇａｔｉｖｅ Ｈａｍａｋｅｒ ｃｏｅｆｆｉｃｉｅｎｔｓ［Ｊ］．Ｃｏｌｌｏｉｄ ａｎｄ Ｐｏｌｙ－ｍｅｒ Ｓｃｉｅｎｃｅ，１９７９，２５７（７）：７３７－７４４．［２１］ ＶＡＮ ＯＳＳ Ｃ Ｊ，ＡＢＳＯＬＯＭ Ｄ Ｒ，ＮＥＵＭＡＮＮ Ａ Ｗ．Ｔｈｅ ｈｙｄｒｏｐｈｏｂｉｃ ｅｆｆｅｃｔ：ｅｓｓｅｎｔｉａｌｌｙ ａ ｖａｎ ｄｅｒ Ｗａａｌｓｉｎｔｅｒａｃｔｉｏｎ［Ｊ］．Ｃｏｌｌｏｉｄ ａｎｄ Ｐｏｌｙｍｅｒ Ｓｃｉｅｎｃｅ，１９８０，２５８（４）：４２４－４２７．［２２］ ＳＯＭＡＳＵＮＤＡＲＡＮ Ｐ，ＲＵＮＫＡＮＡ Ｖ．Ｉｎｖｅｓｔｉｇａ－ｔｉｏｎ ｏｆ ｔｈｅ ｆｌｏｃｃｕｌａｔｉｏｎ ｏｆ ｃｏｌｌｏｉｄａｌ ｓｕｓｐｅｎｓｉｏｎｓ ｂｙｃｏｎｔｒｏｌｌｉｎｇ ａｄｓｏｒｂｅｄ ｌａｙｅｒ ｍｉｃｒｏｓｔｒｕｃｔｕｒｅ ａｎｄ ｐｏｐｕ－ｌａｔｉｏｎ ｂａｌａｎｃｅ ｍｏｄｅｌｌｉｎｇ［Ｊ］．Ｃｈｅｍｉｃａｌ ＥｎｇｉｎｅｅｒｉｎｇＲｅｓｅａｒｃｈ ａｎｄ Ｄｅｓｉｇｎ，２００５，８３（７）：９０５－９１４．［２３］ 张志军．水质调控的煤泥水澄清和浮选优研究［Ｄ］．沈阳：东北大学资源与土木工程学院，２０１２：４０－４９．（责任编辑骆振福 张贵芬）７６０１。
