煤泥选择性絮凝浮选中颗粒间相互作用研究_邹文杰

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。