一种煤岩显微组分的电浮选分离方法及装置与流程

本发明涉及一种煤岩显微组分的分选方法，具体涉及一种煤岩显微组分的电浮选分离方法及装置。

背景技术：

原料煤的显微组分组成直接影响着煤炭加工利用的方向和效果，开发煤岩显微组分的高效分选和富集技术，进而实现以煤岩显微组分为原料的煤炭分类转化方式是煤炭清洁和高附加值利用的主要途径。

基于煤岩组分物理、化学性质的差异，从19世纪开始，就有研究者对煤岩显微组分进行选择性富集。其中，浮选法作为最具工业前景的一种方法，自上世纪50年代以来研究较为广泛。如Shu[Shu X,Wang Z,Xu J.Separation and preparation of macerals in Shenfu coals by flotation.Fuel,2002,81:495-501]，林治穆[煤显微组分的浮选法分离及富集物的热转化特性.山东矿业学院学报,1990,9(1):74]，Fecko，Jorjani，Zhao，宋强[宋强.低阶煤显微组分浮选分离试验研究.内蒙：内蒙古科技大学,2015.]等相继通过浮选方法对煤岩显微组分进行了分离和富集。为避免浮选气泡较大而产生的扰动，Honaker，Hower，Barraza[Barraza J,Pineres J.A pilot-scale flotation column to produce beneficiated coal fractions having high concentration of vitrinite maceral.Fuel,2005,84:1879-1883.]等相继利用多段浮选柱分离了煤岩显微组分。

浮选法为煤岩显微组分的分离提供了一种切实可行的技术，但该技术尚不成熟，主要表现在：第一，浮选效果不稳定。由于煤岩各显微组分的可浮性差异较小，致使分选条件的可变范围较窄，实际应用过程中的控制较难，分离效果难以稳定；第二，回收率和显微组分富集率难以平衡，即很难在保证回收率的情况下，提高分选效率。从以往的研究中也不难发现，较高的显微组分富集率往往出现在浮选初期/初段(镜质组)或末期/末段(惰质组)，而随着浮选的进行，回收率升高伴随的是富集率的急剧下降，反之亦然(针对可浮性较差的惰质组而采用的反浮选与之相反)；第三，药剂选择尤为困难。目前对于各组分的表面结构和性质研究尚浅，浮选环境下气相和固相的行为特征不够明晰，且常规浮选中气泡和液相在煤岩组分分选时的选择性较差，致使对于浮选药剂的选择性要求较为苛刻，从而导致药剂的筛选较难。因此，提升现有浮选技术，探寻新的煤岩组分浮选分离方法十分重要。

电浮选方法是一种在液相矿浆中通入直流电场，通过电解气泡或电絮凝达到分离目的的方法。其在微细粒难选矿物的选别中已有所应用，如选别稀有金属、非金属细粒矿物等，目前研究较多的是将该方法用于废水处理或从水中回收有用物质。这些研究大多利用电解凝聚来增大目的颗粒的絮团尺寸，并通过电解气泡将絮团浮出，从而达到分离和回收的目的。关于电浮选在选煤中的研究相对较少，主要集中在电化学脱硫和电解凝聚脱水方面。研究表明，电化学处理可以降低煤表面电荷，减少表面含氧官能团，降低煤表面的极性，从而增加煤的疏水性。已有的关于电浮选的研究仅从矿物质及杂元素的分离角度，考察了电化学作用过程对煤性质及矿物质作用形式的影响，将电浮选方法应用于可浮性差异较小的煤岩显微组分间的分离和富集目前还未见报道。

技术实现要素：

为克服现有技术中的问题，本发明目的在于在提出一种高效、合理的煤岩显微组分的电浮选分离方法及装置，该方法工艺流程较简单，分离效果易于控制，煤岩显微组分富集率和回收率较高，且可联产回收氢气。

为实现上述目的，本发明采用如下的技术方案：

一种煤岩显微组分的电浮选分离方法，该方法包括以下步骤：

步骤一、将经破碎磨矿至<0.074mm的原料煤加水调浆，得到煤浆，然后加入调整剂，使煤浆pH值为3.0～11.0；

步骤二、将步骤一中加入调整剂后的煤浆倒入电浮选分离装置内；其中，所述的电浮选柱式反应装置由两根浮选柱并联而成，阴极浮选柱中安装阴极电极，阳极浮选柱中安装阳极电极，两根浮选柱通过盐桥连接，实现电子交换；阴极浮选柱的上浮物经消泡池消泡处理后通入阳极浮选柱；

步骤三、向步骤二所述的电浮选分离装置的阴极浮选柱中加入起泡剂和捕收剂；

步骤四、向阳极浮选柱中加入电解质溶液，使其淹没阳极电极；将步骤二中的阴级电极和阳级电极通电进行浮选；在电浮选进行的过程中，当阴极浮选柱中的溢流产物经消泡池进入阳极浮选柱后，向阳极浮选柱中补加清水并调整阳极浮选柱中矿浆pH值为3.0～11.0，同时，向阳极浮选柱中加入起泡剂和捕收剂。

本发明进一步的改进在于，步骤一中煤浆的浓度为20～70g/L；所述调整剂为硫酸或氢氧化钠。

本发明进一步的改进在于，步骤二中所述的阴极电极和阳极电极的材料均为石墨、铁、铝或铜；所述的阴极电极和阳极电极的形状为平板网状。

本发明进一步的改进在于，步骤三和步骤四中所述的起泡剂均为十二烷基硫酸钠、聚乙二醇或十二胺，加入量为每吨原料煤加入200～1000g；所述的捕收剂为乳化煤油、十二烷基三甲基溴化铵、油酸或腐殖酸，加入量为每吨原料煤加入500g～2000g。

本发明进一步的改进在于，当步骤一中煤浆pH值为3.0～7.0时，步骤三和步骤四中加入的起泡剂为聚乙二醇或十二胺；当pH值为7.0～11.0时，步骤三和步骤四中加入的起泡剂为十二烷基硫酸钠；当步骤一中煤浆pH值为3.0～7.0时，步骤三和步骤四中加入的捕收剂为乳化煤油或十二烷基三甲基溴化铵，当pH值为7.0～11.0时，步骤三和步骤四中加入的捕收剂为乳化煤油、油酸或腐殖酸。

本发明进一步的改进在于，步骤四中的电解质溶液为硫酸钠溶液、硫酸或氢氧化钠溶液，浓度为1～10mol/L。

本发明进一步的改进在于，步骤四中通电进行浮选时，电流密度为1～10A/dm²，浮选时间为10～60min。

本发明进一步的改进在于，步骤四中若采用连续进料，浮选时间不大于阳极电极的完全分解时间。

煤岩显微组分的电浮选分离装置，包括电浮选柱以及消泡池，电浮选柱包括阴极浮选柱和阳极浮选柱，阴极浮选柱与阳极浮选柱通过砂芯盐桥相连，且阴极浮选柱、阳极浮选柱均与消泡池相连；阴极浮选柱的顶部设置有第一出料口，阴极浮选柱上部设置有第一入料口和第一加药口，阴极浮选柱的底端设有第一沉物出口；阴极浮选柱底部设置有pH计。

本发明进一步的改进在于，所述阴极浮选柱和阳极浮选柱的顶端设置有密封盖，密封盖的下方设置有筛网。

本发明进一步的改进在于，所述阳极浮选柱、阴极浮选柱与砂芯盐桥之间均通过卡扣式管口相连。

本发明进一步的改进在于，阳极浮选柱的顶部设置有第二出料口，阳极浮选柱的上部设置有第二加药口，阳极浮选柱的中部设置有第二入料口和第一取样口，阳极浮选柱的底端设有第二沉物出口。

本发明进一步的改进在于，所述阴极浮选柱和阳极浮选柱内均设置有用于安装网状电极的电极安装位置。

本发明进一步的改进在于，所述消泡池顶部设置有第三加药口、第三入料口以及集气口，底端设置有第三出料口；消泡池内设置有搅拌器，消泡池底部开设有第二取样口。

与现有技术相比，本发明具有的有益效果：

第一，电解时形成的气泡分散浓度高，微细组分均质。一般地，叶轮式浮选机能获得的气泡直径为0.8～0.9mm，真空浮选能获得的气泡直径为0.1～0.2mm，采用压缩空气气浮法可得到直径为0.06～0.08mm的气泡，而电浮选可获得20～70μm直径的微小气泡(亦有报道指出电浮选气泡直径为5～100μm)。由此可见，电浮选所产生的气泡远小于常规浮选方式获得的气泡，如此可在气-液-固界面提供更为有效的接触面积和高效的矿化条件；

第二，电解气泡的直径容易调节。改变电解液的参数、选择相应的电极几何尺寸和在浮选介质中确定所需的pH值，就可在较大范围内平滑地改变气泡的分散特性。在浮选介质的单位体积内、浓度一定的条件下找出固相颗粒尺寸与气泡尺寸的比例关系，就可根据浮选矿浆中固相微粒的粒径建立最佳的浮选条件；

第三，在微气泡的界面上存在电荷。电浮选时由于电化学反应，产生H⁺和OH^-，从而在电极上形成气相的氢和氧，气泡被它们所吸附。颗粒表面与电解产生的气泡相互作用可以增强气泡与固体颗粒之间的内聚现象；

第四，电解气泡具有较高的物理化学活性，可与颗粒表面发生化学作用，改变其物理化学性质，从而改变颗粒的可浮性；煤岩显微组分表面可浮性差异较小，通过电浮选气泡的选择性表面改性可有利提高分离效果；

第五，该发明中将两电极分开置于两根浮选柱中，如此不但避免了同一浮选柱中氢气和氧气混合使用存在的潜在隐患，且在后续应用中可更为便捷地回收氢气；另外，氢气泡和氧气泡的产量和尺寸不同，两种气泡的表面物理化学活性也不同。氢气泡产量高、尺寸小，分选效率高，因此将阴极柱作为阴极浮选柱，利用氢气泡进行初选；氧气泡产量低、尺寸较大，但其表面活性较高，选择性较高，且阳极如使用可溶性电极，则兼有电解凝聚作用，可显著提高煤岩显微组分的可浮性差异，因此将阳极柱作为阳极浮选柱，利用氧气泡和电解凝聚进行精选。

本发明在单槽浮选柱的基础上将两电极分开，进行分极串联使用。如此，不但避免了同一浮选柱中氢气和氧气混合使用存在的潜在隐患，且可更为便捷地回收氢气，具备联产氢气回收和检测功能；另外，氢气泡和氧气泡的产量和尺寸不同，两种气泡的表面物理化学活性也不同。氢气泡产量高、尺寸小，分选效率高，因此将阴极浮选柱作为一级浮选柱，可利用氢气泡进行初选；氧气泡产量低、尺寸较大，但其表面活性较高，选择性较高，且阳极兼有电解凝聚作用，可显著提高矿物的可浮性差异，因此将阳极浮选柱作为二级浮选柱，利用氧气泡和电解凝聚进行精选。

附图说明

图1为分级电浮选分离装置结构示意图。

图2为浮选柱设计方案图。

图3为消泡池设计方案图。

图4为设备构造联系图。

图5为电浮选分离流程图。

图中，1为第一入料口，2为第一加药口，3为第一出料口，4为第二入料口，5为第一取样口，6为第二出料口，7为第二加药口，8为水平观测孔，9为砂芯盐桥，10为密封盖，11为筛网，12为电极，13为第三加药口，14为第三入料口，15为搅拌器，16为集气口，17为第三出料口，18为阴极浮选柱，19为阳极浮选柱，20为消泡池，21为pH计，22为网状电极，23为第一沉物出口，24为第二沉物出口，25为第二取样口，26为电源。

具体实施方式

下面结合具体的实施例进一步说明本发明，但不限制本发明。

以陕西某煤矿煤样为试验对象，该煤样的显微组分按质量百分数计，包括为镜质组69.4％，惰质组27.9％，壳质组1.1％以及矿物质1.6％，通过煤岩显微组分的电浮选分离方法进行处理。本发明同样适用于其他组分的煤样。

步骤一、将经破碎磨矿至<0.074mm的原料煤加水调浆，得到煤浆，然后加入调整剂，使煤浆pH值为3.0～11.0；

所述煤浆的浓度为20～70g/L；所述调整剂为硫酸或氢氧化钠；

步骤二、将步骤一中加入调整剂后的煤浆倒入电浮选分离装置内；

参见图1，所述的电浮选柱式反应装置由两根浮选柱(阴极浮选柱18和阳极浮选柱19)并联而成，两根浮选柱通过砂芯盐桥9连接，实现电子交换；阴极浮选柱18的上浮物通过溢流槽经消泡池20消泡处理后通入阳极浮选柱19，并在消泡池20中回收电解产生的氢气；

参见图2，阴极浮选柱18的顶部设置有第一出料口3，阴极浮选柱18上部设置有第一入料口1和第一加药口2，阴极浮选柱18底部设置有pH计21，阴极浮选柱18的底端设有第一沉物出口23。阴极浮选柱18和阳极浮选柱19的顶端均设置有密封盖10，密封盖10的下方设置有筛网11，阳极浮选柱19的顶部设置有第二出料口6，阳极浮选柱19的上部设置有第二加药口7，阳极浮选柱19的中部设置有第二入料口4和第一取样口5，阳极浮选柱19的底端设有第二沉物出口24。阴极浮选柱18和阳极浮选柱19内分别设置有用于安装网状电极22的电极安装位置12。网状电极22连接有电源26，阳极浮选柱19以及阴极浮选柱18上的第一入料口1、第一加药口2、第一出料口3、第二出料口6、第二入料口4、第二加药口7处，均设置有截止阀。

参见图2，阴极浮选柱18分三段，每段之间通过法兰固定连接；阳极浮选柱19分四段，每段之间通过法兰固定连接；阳极浮选柱19与阴极浮选柱18通过砂芯盐桥9相连，且阳极浮选柱19、阴极浮选柱18与砂芯盐桥9之间均通过卡扣式管口相连接。两柱通过砂芯盐桥9连接，保证了电子的传递。

阴极浮选柱18顶部设置有第一出料口3，阳极浮选柱19顶部设置第二出料口6，即阴极浮选柱18顶部和阳极浮选柱19顶部均设置有溢流口(此处的溢流口即为第一出料口3和第二出料口6)，浮选精矿从阴极浮选柱18和阳极浮选柱19顶部的溢流口，通过溢流方式排出，溢流口上部安装有用于破泡的筛板；阴极浮选柱18和阳极浮选柱19顶端均装有密封盖10，密封盖10为内塞式密封盖，能够阻止电解气泡的外泄，密封盖10的下方设置有筛网11。同时，阴极浮选柱18和阳极浮选柱19的中部均设置有水平观测孔8，可外接摄像装置，用于研究浮选气泡特征及矿化动力学等。实际中，阴极浮选柱18、阳极浮选柱19具体分为几段可以根据需要确定。

参见图3，消泡池20顶部设置有第三加药口13、第三入料口14以及集气口16，底端设置有第三出料口17，消泡池20内设置有搅拌器15。

电浮选过程产生的微细富氢气泡通过消泡池20处理以回收氢气。消泡池20中通过入加药口外加消泡剂，同时采用机械搅拌方式进行破泡处理，破泡后氢气通过集气口16排出，集气口16可以进行氢气回收，同时可外接色谱检测装置，后续可进行收集和分析，物料经消泡处理后沉积，经过消泡池20底端的第三出料口17排出。第三出料口17一侧设置有第二取样口25。

参见图4，物流走向为：物料先经阴极浮选柱18进行一次分选，一次分选后的精矿和泡沫进入消泡池20，消泡处理后的物料再进入阳极浮选柱19，在阳极浮选柱中进行二次分选。电子由阳极浮选柱19流向阴极浮选柱18。

所述的阴极电极和阳极电极的材料均为石墨、铁、铝或铜；

所述的阴极电极和阳极电极的形状为平板网状；所述的阴极电极和阳极电极可以均为稳定电极，也可将阳极换成可溶电极，如铝、铁；

步骤三、向步骤二所述的电浮选分离装置内的阴极浮选柱中加入起泡剂和捕收剂；

所述的起泡剂为十二烷基硫酸钠、聚乙二醇或十二胺等，加入量为每吨原料煤加入200～1000g；所述的捕收剂为乳化煤油、十二烷基三甲基溴化铵、油酸或腐殖酸，加入量为每吨原料煤加入500g～2000g；

步骤四、向阳极浮选柱中加入适量电解质溶液，使其淹没电极；将步骤二中的阴级电极和阳级电极通电进行浮选；调整电流密度为1～10A/dm²；浮选时间为10～60min，

所述的电解质溶液为硫酸钠溶液、硫酸或氢氧化钠溶液，浓度为1～10mol/L；

如采用连续进料，浮选时间根据所选电极的耐受性进行相应调整，浮选时间应不大于阳极电极的完全分解时间；

步骤五、在步骤四所述的电浮选进行的过程中，当阴极浮选柱中的溢流产物经消泡池进入阳极浮选柱后，向阳极浮选柱中适量补加清水并调整阳极浮选柱中矿浆pH值为3.0～11.0，同时，加入起泡剂和调整剂；

所述的起泡剂为十二烷基硫酸钠、聚乙二醇或十二胺，加入量为每吨原料煤加入200～1000g；所述的捕收剂为乳化煤油、十二烷基三甲基溴化铵、油酸或腐殖酸，加入量为每吨原料煤加入500g～2000g；所述的矿浆pH、添加的起泡剂和捕收剂可与阴极浮选柱不同，应根据矿浆pH、所选电极材料等进行相应调整；

电浮选是基于在浮选的液相矿浆中通入直流电场，在电场作用下，水相发生解离并经过一系列极化作用，在阴极放出氢气，而阳极放出氧气。电浮选过程产生的气泡直径小、分散浓度高，且易于调节，同时该方法还兼有电渗析、电泳、电凝聚和电化学等作用。利用可溶性金属电极，如Fe，Al，可电解生产具有凝聚特征的金属氢氧化物[Fe(OH)₃或Al(OH)₃]，从而对固相颗粒产生凝聚作用。

参见图5，矿物原料经过阴极浮选柱18进行分选，分出浮选尾矿1和浮出物，浮出物进入消泡池20进行消泡后分出浮选精矿1和高纯氢，浮选精矿1经阳极浮选柱19进行分选，得到浮选尾矿和浮选精矿2。本发明的H型分极串联式电浮选分离装置主要针对超细或难选矿物进行分离，具有氢气泡和氧气泡分离使用，兼具电絮凝和表面电化学改性功能，从而可达到对表面可浮性差异较小矿物之间的分离目的。

下面通过具体的实施例对本发明进行详细说明。

实施例1

步骤一、将经破碎磨矿至<0.074mm的原料煤加水调浆，得到煤浆，然后加入调整剂，使煤浆pH值为3.0；所述煤浆的浓度为70g/L；所述调整剂为硫酸；

步骤二、将步骤一中加入调整剂后的煤浆倒入电浮选分离装置的阴极浮选柱内；所述的电浮选分离装置内电极材料为高纯铝(材料纯度>95％；阴阳极板间距5cm)；

步骤三、向步骤二所述的电浮选分离装置内的阴极浮选柱中加入起泡剂和捕收剂；所述的起泡剂为十二胺，加入量为每吨原料煤加入1000g；所述的捕收剂为乳化十二烷基三甲基溴化铵，加入量为每吨原料煤加入500g；

步骤四、向阳极浮选柱中加入适量电解质溶液，使其淹没电极；将步骤二中的阴、阳电极通电进行浮选；调整电流密度为10A/dm²；浮选时间为10min；所述的电解质溶液为硫酸钠溶液，浓度为5mol/L；

步骤五、在步骤四所述的电浮选进行的过程中，当阴极浮选柱中的溢流产物经消泡池进入阳极浮选柱后，向阳极浮选柱中适量补加清水并调整阳极浮选柱中矿浆pH值为6.0，同时，加入起泡剂和捕收剂；所述的起泡剂为聚乙二醇，加入量为每吨原料煤加入1000g；所述的捕收剂为乳化煤油，加入量为每吨原料煤加入2000g；

浮选结果：

第一沉物出口23：收率：53.8％；沉物惰质组含量：34.5％；

第二沉物出口24：收率：14.8％；沉物惰质组含量：60.8％；

第二出料口6：收率：31.4％；浮物镜质组含量：93.7％。

实施例2

步骤一、将经破碎磨矿至<0.074mm的原料煤加水调浆，得到煤浆，然后加入调整剂，使煤浆pH值为11.0；所述煤浆的浓度为20g/L；所述调整剂为氢氧化钠；

步骤二、将步骤一中加入调整剂后的煤浆倒入电浮选分离装置的阴极浮选柱内；所述的电浮选分离装置内电极材料为高纯铝(材料纯度>95％；阴阳极板间距5cm)。

步骤三、向步骤二所述的电浮选分离装置内的阴极浮选柱中加入起泡剂和捕收剂；所述的起泡剂为十二烷基硫酸钠，加入量为每吨原料煤加入200g；所述的捕收剂为油酸，加入量为每吨原料煤加入500g；

步骤四、向阳极浮选柱中加入适量电解质溶液，使其淹没电极；将步骤二中的阴、阳电极通电进行浮选；调整电流密度为1A/dm²；浮选时间为60min；所述的电解质溶液为氢氧化钠溶液，浓度为1mol/L；

步骤五、在步骤四所述的电浮选进行的过程中，当阴极浮选柱中的溢流产物经消泡池进入阳极浮选柱后，向阳极浮选柱中适量补加清水并调整阳极浮选柱中矿浆pH值为11.0，同时，加入起泡剂和捕收剂；所述的起泡剂为十二烷基硫酸钠，加入量为每吨原料煤加入500g；所述的捕收剂为腐殖酸，加入量为每吨原料煤加入500g；

浮选结果：

第一沉物出口23：收率：28.3％；沉物惰质组含量：41.7％；

第二沉物出口24：收率：44.8％；沉物惰质组含量：35.1％；

第二出料口6：收率：26.9％；浮物镜质组含量：96.2％。

实施例3

步骤一、将经破碎磨矿至<0.074mm的原料煤加水调浆，得到煤浆，然后加入调整剂，使煤浆pH值为5.0；所述煤浆的浓度为40g/L；所述调整剂为硫酸；

步骤二、将步骤一中加入调整剂后的煤浆倒入电浮选分离装置的阴极浮选柱内；所述的电浮选分离装置内电极材料为高纯铝(材料纯度>95％；阴阳极板间距为5cm)。

步骤三、向步骤二所述的电浮选分离装置内的阴极浮选柱中加入起泡剂和捕收剂；所述的起泡剂为聚乙二醇，加入量为每吨原料煤加入500g；所述的捕收剂为乳化煤油，加入量为每吨原料煤加入2000g；

步骤四、向阳极浮选柱中加入适量电解质溶液，使其淹没电极；将步骤二中的阴、阳电极通电进行浮选；调整电流密度为6A/dm²；浮选时间为30min；所述的电解质溶液为硫酸钠溶液，浓度为2mol/L；

步骤五、在步骤四所述的电浮选进行的过程中，当阴极浮选柱中的溢流产物经消泡池进入阳极浮选柱后，向阳极浮选柱中适量补加清水并调整阳极浮选柱中矿浆pH值为3.0，同时，加入起泡剂和捕收剂；所述的起泡剂为十二胺，加入量为每吨原料煤加入500g；所述的捕收剂为十二烷基三甲基溴化铵，加入量为每吨原料煤加入800g；

浮选结果：

第一沉物出口23：收率：37.4％；沉物惰质组含量：36.0％；

第二沉物出口24：收率：27.7％；沉物惰质组含量：50.1％；

第二出料口6：收率：34.9％；浮物镜质组含量：88.7％。

实施例4

步骤一、将经破碎磨矿至<0.074mm的原料煤加水调浆，得到煤浆，然后加入调整剂，使煤浆pH值为9.0；所述煤浆的浓度为50g/L；所述调整剂为硫酸；

步骤二、将步骤一中加入调整剂后的煤浆倒入电浮选分离装置的阴极浮选柱内；所述的电浮选分离装置内电极材料为高纯铝(材料纯度>95％；阴阳极板间距为5cm)。

步骤三、向步骤二所述的电浮选分离装置内的阴极浮选柱中加入起泡剂和捕收剂；所述的起泡剂为十二烷基硫酸钠，加入量为每吨原料煤加入700g；所述的捕收剂为腐植酸，加入量为每吨原料煤加入600g；

步骤四、向阳极浮选柱中加入适量电解质溶液，使其淹没电极；将步骤二中的阴、阳电极通电进行浮选；调整电流密度为3A/dm²；浮选时间为40min；所述的电解质溶液为硫酸钠溶液，浓度为10mol/L；

步骤五、在步骤四所述的电浮选进行的过程中，当阴极浮选柱中的溢流产物经消泡池进入阳极浮选柱后，向阳极浮选柱中适量补加清水并调整阳极浮选柱中矿浆pH值为7.0，同时，加入起泡剂和捕收剂；所述的起泡剂为聚乙二醇，加入量为每吨原料煤加入1000g；所述的捕收剂为乳化煤油，加入量为每吨原料煤加入1500g；

浮选结果：

第一沉物出口23：收率：31.5％；沉物惰质组含量：32.4％；

第二沉物出口24：收率：30.3％；沉物惰质组含量：49.2％；

第二出料口6：收率：38.2％；浮物镜质组含量：83.5％。

实施例5

步骤一、将经破碎磨矿至<0.074mm的原料煤加水调浆，得到煤浆，然后加入调整剂，使煤浆pH值为6.0；所述煤浆的浓度为60g/L；所述调整剂为硫酸；

步骤二、将步骤一中加入调整剂后的煤浆倒入电浮选分离装置的阴极浮选柱内；所述的电浮选分离装置内电极材料为高纯铝(材料纯度>95％；阴阳极板间距5cm)。

步骤三、向步骤二所述的电浮选分离装置内的阴极浮选柱中加入起泡剂和捕收剂；所述的起泡剂为聚乙二醇，加入量为每吨原料煤加入500g；所述的捕收剂为乳化煤油，加入量为每吨原料煤加入800g；

步骤四、向阳极浮选柱中加入适量电解质溶液，使其淹没电极；将步骤二中的阴、阳电极通电进行浮选；调整电流密度为5A/dm²；浮选时间为50min；所述的电解质溶液为硫酸钠溶液，浓度为4mol/L；

步骤五、在步骤四所述的电浮选进行的过程中，当阴极浮选柱中的溢流产物经消泡池进入阳极浮选柱后，向阳极浮选柱中适量补加清水并调整阳极浮选柱中矿浆pH值为3.0，同时，加入起泡剂和捕收剂；所述的起泡剂为聚乙二醇，加入量为每吨原料煤加入1000g；所述的捕收剂为乳化煤油，加入量为每吨原料煤加入1500g；

浮选结果：

第一沉物出口23：收率：30.1％；沉物惰质组含量：33.4％；

第二沉物出口24：收率：29.7％；沉物惰质组含量：58.9％；

第二出料口6：收率：40.2％；浮物镜质组含量：92.4％。