CN105670732A - 一种降低高钠煤沾污的方法 - Google Patents

Abstract

一种降低高钠煤沾污的方法，所述方法是将高钠煤与灰熔点调节剂破碎并筛分，后将高钠煤和灰熔点调节剂混合，使混合物的灰分组成满足一定条件，再将混合物料投入锅炉中燃烧，控制燃烧锅炉炉温和过剩空气系数；启动锅炉排渣系统进行排渣。本方法通过高钠煤配合不同比例的灰熔点调节剂，改变了混和灰样各个灰分的组成比例，调节了各种元素含量的比例，特别是提高了硅铝元素比例，使混合灰样的灰熔点升高，使钠元素迁移至硅酸钠和硅铝酸钠中随煤渣外排，解决了高钠煤在锅炉燃烧中的沾污、结渣和腐蚀的问题，而且工艺简单，运行安全，投资小。

Description

一种降低高钠煤沾污的方法

技术领域

本发明涉及一种降低高钠煤锅炉换热面沾污的方法，具体地说是一种利用高钠煤和灰熔点调节剂混合来降低高钠煤沾污的方法。

技术背景

我国新疆准东是煤炭储量非常富集的区域，预测储量达3900亿吨，目前累计探明煤炭资源储量为2136亿吨，煤田成煤面积1.4万平方公里，是我国目前最大的整装煤田。准东地区煤种大部分为钠含量（含灰分）高于2%的高钠煤，远高于其他地区动力用煤。该地区煤质属中高水分，中等发热值，易着火，易燃尽，强结焦，高碱金属，强沾污煤质。

目前对准东高钠煤的利用主要采用掺烧沾污性弱的煤种方法。董明钢在实际生产中发现哈密煤和木垒煤属于严重结渣的煤种，当掺烧条件较好时，锅炉掺烧木垒煤的比例达40%-50%，此外，采用较细的粉煤有利于缓解结渣。玛纳斯电厂采用高钠煤与低钠煤质量比为1:1的掺配煤，此方法燃料成本高，不能完全消除钠沾污，该电厂也曾尝试在高钠煤中加入添加剂以降低气相中Na的浓度，但这种方法生产成本较高，项目中途停止。

除掺配煤外，许多专家学者从燃料预处理的角度探寻降低钠沾污的新方法，如公开号为CN102660347B公开了“高钠煤除钠工艺及其系统”，该工艺利用澄清及离心分离原理使钠元素与煤颗粒分离，可直接得到煤固体颗粒，钠元素脱除率最高达99%以上，工艺流程复杂，对设备要求高，增加了生产成本。再如公开号为CN103421577A使用具有很好渗透性的氢氧化铝胶体溶液对高钠煤进行处理，该方法一方面提高了灰熔点、降低了飞灰的粘性；另一方面也减少了引起锅炉换热面沾污的硫酸钠和氯化钠等沾污介质，从而高效地改善高钠煤燃烧引起的沾污、结渣和积灰问题。还有公开号为CN104312655A将高钠原煤破碎成碎原煤；将碎原煤用超纯水进行润湿；将润湿的煤放入微波炉中加热处理；将所述微波处理后的煤降温并搅拌水洗，分离废液，得到提质煤；将提质煤进行热风干燥处理，得到低钠煤。该发明的高钠煤脱钠方法，工艺简单，处理周期短，能有效的降低准东煤炭中钠的含量，提高原煤的品质。

许多专家也考虑改进燃料设备和燃烧工况控制钠沾污，依据现有技术在国内准东地区和新疆米东地区建设了燃用高钠煤的煤粉炉和循环流化床锅炉，但运行中存在一些难以根治解决的问题：一是水冷壁结渣；二是过热器、再热器管腐蚀严重；三是受热面沾污积灰、磨损严重等。如公开号为CN202813354U公开了“一种利用烟气再循环降低高钠煤沾污活性的装置”，利用循环风机将烟气急冷使碱蒸汽附着于飞灰颗粒上，以此降低沾污性，这种装置对循环风机有极高要求，急冷效果也有待考察。目前天池能源也在研究优化锅炉的结构，尚未取得突破性进展。还有公开号为CN103131501A公开了“一种高钠煤间歇式脱钠净化方法”，该方法通过多次改变容器内温度和压强，破坏原煤结构的平衡使煤中的碱金属迁移或溶解，对钠的脱除率达90%以上，但步骤繁琐，同时增加了洗涤液处理的难题。

在国外，美国的B&W公司在燃用高钠煤锅炉设计方面进行了深入研究，并研制出了燃用高钠煤的700MW煤粉炉，工程示范于北德克萨斯州电厂，其主要技术措施是增加尾部烟道尺寸和对流受热面管间距，并采用特殊吹灰器，减轻对流受热面沾污、结渣的状况；Southern公司开发设计了“transport”气化炉，在高钠煤气化方面也积累了一些设计经验，由其设计建于我国广东东莞的“transport”气化炉尚未投入运行。当前对锅炉的改造只能部分减缓沾污问题，不能保证锅炉在满负荷下燃用100%高钠煤，并且改造工程造价高，复杂繁琐，改造后锅炉的运行情况也未可知，存在一定风险。

目前国内对准东高钠煤的研究经验较少，如何降低高钠煤的碱金属含量，防结渣，防沾污和腐蚀问题，确保锅炉安全经济长期运行问题是煤炭行业面临的重大挑战。因此，对高钠煤的改善问题具有重要的现实意义和经济价值。

发明内容

本发明所要解决的具体技术问题是通过将高钠煤配合一定比例的灰熔点调节剂，引入硅、铝等元素，调节配灰组成，提高混合物的灰熔点，从根本上解决高钠煤对锅炉换热面的沾污、结渣和腐蚀的问题，进而提供一种降低高钠煤沾污的方法。

为解决上述技术问题，本发明采用如下技术方案。

一种降低高钠煤沾污的方法，所述方法是按下列步骤进行的：

（1）将高钠煤破碎并筛分为20-40mm，再将灰熔点调节剂粉碎并筛分为80-100μm；

（2）将破碎并筛分后的高钠煤和灰熔点调节剂混合，使混合物的灰分组成满足：（Fe₂O₃+CaO+MgO+Na₂O+K₂O）·S_d在13.42-38.79%之间；（SiO₂+Al₂O₃+TiO₂）在24.56-58.32%之间；其中S_d表示煤中干燥基含硫量；

（3）将混合物料投入锅炉中燃烧，燃烧锅炉炉温控制在950-1350℃，过剩空气系数控制在1.05-1.15；

（4）启动锅炉排渣系统进行排渣。

进一步的技术方案如下。

所述高钠煤的钠质量含量是2-20%之间。

所述灰熔点调节剂是高岭石和油页岩。

所述混合物的灰熔点软化温度是ST＞1390℃。

所述高岭石的化学组成及其含量是：

SiO₂45.23-50.42%；Al₂O₃35.58-39.86%；TiO₂0.29-0.40%；Fe₂O₃0.20-0.29%；CaO0.19-0.26%；MgO0.01-0.03%。

所述油页岩的灰分组成及其含量是：

SiO₂60.2-65.8%，Fe₂O₃4.1-5.6%，TiO₂0.69-0.95%，P₂O₅0.08-0.09%，CaO0.30-0.59%,MgO1.46-1.79%，Al₂O₃20.35-23.68%，SO₃0.06-0.08%，K₂O2.40-2.71%，Na₂O0.21-0.39%，MnO₂0.104-0.201%。

在上述技术方案中，将高钠煤配合灰熔点调节剂后，引入了硅和铝等元素，在高温条件下钠与硅和铝等元素反应生成硅酸钠与硅铝酸钠等熔点高，不易挥发的含钠物质，防止了低熔点的煤灰在高温环境下以液态或半液态的渣粒即熔融的灰粘结在受热面上或炉墙上，也防止了活性含钠组分与烟气中的二氧化硫、三氧化硫等反应生成的硫酸钠等物质形成密实的粘结层，同时也防止了该粘接层与金属管壁反应造成高温腐蚀和捕获烟气中的灰颗粒造成高温粘结性积灰。

本方法混合物中的钠在850～900℃之前已有大部分析出，850～900℃之后随着温度的升高钠的析出量仍有所增加，并且增加量基本上是线性的。在混合物中的可溶性钠，如水溶钠、乙酸铵溶钠和盐酸溶钠，在加热过程中会从煤中挥发，通常有两条途径：一条通过NaCl挥发；另一条通过有机钠转化成挥发成分的形式，在850～900℃时；在混合物中有62.3%的钠从煤样中释放出来。

在500～600℃时，钠元素主要以NaCl（s）和Na₂Ca₃Si₆O₁₆(s)的形式存在，低温下水溶性钠还未挥发，新的化合物也未形成。随着温度的升高，NaCl(s)和Na₂Ca₃Si₆O₁₆(s)含量迅速降低，钠元素主要存在形式转化为硅铝酸盐。在600～700℃时，NaAlSi₃O₈相开始出现；当温度升高至700～800℃时，NaAlSi₂O₆相出现。当温度升高至800～900℃时，NaAlSiO₄相出现。随着温度升高，大部分铝元素转化为硅铝酸盐形式，900～1000℃灰中出现Al₂Si₂O₅(OH)₄相。XRD分析表明，随着温度的升高，成灰中钠元素的赋存形态发生变化，由水溶性相逐渐转变为硅铝酸盐相。

高岭石中硅和铝元素含量较高，可燃成分较少，单独掺配高岭石抑制了燃料的燃烧，降低了燃料利用率。因此可以采用油页岩和配比较低的高岭石同时掺配的方法，既提高了硅和铝元素的含量，又降低了高岭石的抑制燃烧。利用高岭石和油页岩的协同作用，高效的去除高钠煤中的钠元素。

经过对不同灰样进行灰分分析，钠元素在底渣中份额显著增加，不同比例的混合物的底渣含钠量上升至10.6%～14.3%，钠的析出率达到83.2%～88.6%。充分说明高钠煤中的钠与灰熔点调节剂中的硅和铝元素反应，形成复杂的高熔点硅铝酸盐，随着煤渣排到锅炉外面。

本发明彻底解决了高钠煤在锅炉燃烧中的沾污、结渣和腐蚀的问题。高钠煤的清洁高效利用问题已成为煤化工领域面临的重大问题，采用本技术方案的主要优点如下。

一是本发明的技术方案工艺简单，运行安全，投资小。

二是解决了高钠煤的沾污问题，这样已推向市场的高钠煤的煤产量和用量将会大幅度的提高，特别是引入硅和铝元素后，因硅和铝元素与钠元钠元素合成的物质为煤灰的有益成分，改变了原煤灰的物质成分的组成，从而将不能推向市场的高钠煤推向市场。

三是新疆的高钠煤通过这种方式解决沾污问题后，还可以提高锅炉的热效率，有利于锅炉的安全安全运行，提升电厂的经济效益。

四是因油页岩储量大于露天开采高钠煤储量，可为发电厂稳定提供的掺配原料；同时也使油页岩商品化，为国家开发出新能源应用方式。

五是高钠煤配合灰熔点调节剂以后，可为高、低钠煤的产业布局调整产生重大的积极影响，保证了新疆各电厂大幅度的降低发电成本，对电力、冶金、建材、化工等行业的发展具有积极的促进作用。

附图说明

图1是本发明混合煤样在实施例1配比下Na去除率随温度的变化关系示意图。

图2是本发明混合煤样在实施例2配比下Na去除率随温度的变化关系示意图。

具体实施方式

下面对本发明的具体实施方式做出进一步的说明。

实施例1

本实施例的一种降低高钠煤沾污的方法，其步骤如下：

S1先将高钠煤破碎并筛分成20-40mm，再将灰熔点调节剂粉碎并筛分成80-100μm。

S2将破碎并筛分后的高钠煤、灰熔点调节剂混合，使混合物的灰分组成满足：（Fe₂O₃+CaO+MgO+Na₂O+K₂O）·S_d=17.66，（SiO₂+Al₂O₃+TiO₂）=48.48。其中S_d表示煤中干燥基含硫量

S3将混合物投入锅炉中燃烧，锅炉炉温控制在950-1350℃，过剩空气系数控制在1.05-1.15。

S4启动锅炉排渣系统进行排渣。

所述的高钠煤中钠含量（以灰中Na₂O计）为3.6%。

所述灰熔点调节剂可以是高岭石和油页岩。

所述混合物灰熔点范围中软化温度为ST＞1390℃。

混合物灰分分析如下：SiO₂25.72%，Fe₂O₃6.73%，TiO₂0.40%，P₂O₅0.30%，CaO21.51%，MgO7.43%，Al₂O₃22.36%，SO₃8.24%，K₂O0.76%，Na₂O3.71%，MnO₂0.31%。

将该配比下的混合煤样进行灰熔点测定，观察灰锥在受热过程中的形态变化，确定它的四个特征熔融温度：变形温度DT为1395℃，软化温度ST为1406℃，半球温度HT1438℃和流动温度FT为1495℃。四个特征熔融温度均比单一煤种有不同程度的升高。

观察换热面结渣问题显著改善。对煤渣进行灰分分析，该配比下，混合煤样的底渣含钠量为14.3%，钠元素的析出率为88.6%。钠元素随煤渣排出锅炉，有效的解决了高钠煤的沾污、结渣、腐蚀等问题。

实施例2

本实施例的一种降低高钠煤沾污的方法，其步骤如下：

S1先将高钠煤破碎并筛分成20-40mm，再将灰熔点调节剂粉碎并筛分成80-100μm。

S2将破碎并筛分后的高钠煤、灰熔点调节剂混合，使混合物的灰分组成满足：使混合物的灰分组成满足：（Fe₂O₃+CaO+MgO+Na₂O+K₂O）·S_d=20.39，（SiO₂+Al₂O₃+TiO₂）=42.53。其中S_d表示煤中干燥基含硫量。

S3将混合物投入锅炉中燃烧，锅炉炉温控制在950-1350℃，过剩空气系数控制在1.1。

S4启动锅炉排渣系统进行排渣。

所述的高钠煤中钠含量（以灰中Na₂O计）在4.2%。

所述灰熔点调节剂可以是高岭石和油页岩。

所述混合物灰熔点中软化温度为ST为1392℃。

混合物灰分分析如下：SiO₂21.72%，Fe₂O₃8.16%，TiO₂0.38%，P₂O₅0.33%，CaO24.14%，MgO8.23%，Al₂O₃20.43%，SO₃9.51%，K₂O0.65%，Na₂O4.15%，MnO₂0.33%。

将该配比下的混合煤样进行灰熔点测定，观察灰锥在受热过程中的形态变化，确定它的四个特征熔融温度：变形温度DT为1369℃，软化温度ST为1392℃，半球温度HT1410℃和流动温度FT为1485℃。四个特征熔融温度均比单一煤种有不同程度的升高。

观察换热面结渣问题显著改善。对煤渣进行灰分分析，该配比下，混合煤样的底渣含钠量为12.6%，钠元素的析出率为86.9%。钠元素随煤渣排出锅炉，有效的解决了高钠煤的沾污、结渣、腐蚀等问题。

Claims (6)

1.一种降低高钠煤沾污的方法，所述方法是按下列步骤进行的：

（1）将高钠煤破碎并筛分为20-40mm，再将灰熔点调节剂粉碎并筛分为80-100μm；

（2）将破碎并筛分后的高钠煤和灰熔点调节剂混合，使混合物的灰分组成满足：（Fe₂O₃+CaO+MgO+Na₂O+K₂O）·S_d在13.42-38.79%之间；（SiO₂+Al₂O₃+TiO₂）在24.56-58.32%之间；其中S_d表示煤中干燥基含硫量；

（3）将混合物料投入锅炉中燃烧，燃烧锅炉炉温控制在950-1350℃，过剩空气系数控制在1.05-1.15；

（4）启动锅炉排渣系统进行排渣。

2.根据权利要求1所述的方法，所述高钠煤的钠质量含量是2-20%之间。

3.根据权利要求1所述的方法，所述灰熔点调节剂是高岭石和油页岩。

4.根据权利要求1所述的方法，所述混合物的灰熔点软化温度是ST＞1390℃。

5.根据权利要求2所述的方法，所述高岭石的化学组成及其含量是：

SiO₂45.23-50.42%；Al₂O₃35.58-39.86%；TiO₂0.29-0.40%；Fe₂O₃0.20-0.29%；CaO0.19-0.26%；MgO0.01-0.03%。

6.根据权利要求2所述的方法，所述油页岩的灰分组成及其含量是：

SiO₂60.2-65.8%，Fe₂O₃4.1-5.6%，TiO₂0.69-0.95%，P₂O₅0.08-0.09%，CaO0.30-0.59%,MgO1.46-1.79%，Al₂O₃20.35-23.68%，SO₃0.06-0.08%，K₂O2.40-2.71%，Na₂O0.21-0.39%，MnO₂0.104-0.201%。