CN113351364A - 一种煤炭的脱硫方法 - Google Patents

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CN113351364A CN202110631148.5A CN202110631148A CN113351364A CN 113351364 A CN113351364 A CN 113351364A CN 202110631148 A CN202110631148 A CN 202110631148A CN 113351364 A CN113351364 A CN 113351364A
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Abstract

本发明提供了一种煤炭的脱硫方法，属于煤炭处理领域。将高硫原煤依次进行破碎、筛分和磨矿，得到煤粒；将煤粒、非极性油、pH值调整剂和水混合后进行剪切团聚，得到煤浆；将煤浆、起泡剂与絮凝稳定剂混合后进行脱硫浮选，得到精煤。本发明是针对煤炭中细粒特别是细分散嵌布在炼焦煤基体中的黄铁矿硫的高效浮选脱除方法，采用了剪切团聚对煤粒进行处理，在剪切团聚的过程中发生了调质处理和疏水强化处理，从而形成类似煤粒常规浮选条件下的浮选“假粒度”，采用了pH值调整剂，使得煤浆中的矿物质尤其是黄铁矿更加亲水，采用了絮凝抑制剂，使煤浆中包括黄铁矿在内的矿物发生亲水絮凝，有效抑制煤浆中解离的黄铁矿矿物质进入尾煤。

Description

一种煤炭的脱硫方法
技术领域
本发明涉及煤炭处理技术领域，尤其涉及一种煤炭的脱硫方法。
背景技术
煤炭在我国能源结构中占比50％以上，随着煤炭开采深度的增加，我国高硫煤的产量比例也日益增多。煤炭中硫的组成、形态多变，通常可以按煤中硫的形态将煤炭中的硫分为无机硫和有机硫两大类。无机硫是以无机矿物质的形式存在于煤基体外的硫，包括硫化物硫和硫酸盐硫，以及少量的单质硫，主要矿物有黄铁矿(FeS2)为主，少量白铁矿(FeS2)等。有机硫则是以有机硫化物的形式存在于煤基体之中的硫，是不能用物理选矿方式脱除的硫。目前煤炭脱硫方法主要是物理选矿脱硫、化学浸取脱硫和微生物法脱硫。物理选矿法脱硫主要是采用重选(如重介质、跳汰、摇床等)方法降灰脱硫，总体上只能脱去颗粒较大的黄铁矿硫，对于细粒特别是细分散嵌布在煤基体中的黄铁矿硫(嵌布粒度小于100微米)，重选法难于进行有效的脱硫。
发明内容
有鉴于此，本发明的目的在于提供一种煤炭的脱硫方法。本发明针对煤炭中细粒特别是细分散嵌布在炼焦煤基体中的黄铁矿硫，提高了煤炭中硫的脱除率。
为了实现上述发明目的，本发明提供以下技术方案：
本发明提供了一种煤炭的脱硫方法，包括以下步骤：
将高硫原煤依次进行破碎和筛分，得到筛下物；所述高硫原煤中硫的含量大于2wt％；
将所述筛下物进行磨矿，得到煤粒；
将所述煤粒、非极性油、pH值调整剂和水混合后进行剪切团聚，得到煤浆；
将所述煤浆、起泡剂与絮凝稳定剂混合后进行脱硫浮选，得到精煤。
优选地，所述破碎后的粒径为小于3mm。
优选地，所述煤粒的粒径小于50μm。
优选地，所述煤浆的浓度为5～10wt％。
优选地，所述非极性油为柴油和/或煤油。
优选地，所述pH值调整剂为氧化钙、碳酸钠或碳酸氢钠。
优选地，所述煤浆的pH值为8.0～8.4。
优选地，所述剪切团聚的转速为25000～50000rad/min。
优选地，所述絮凝稳定剂由包括以下步骤的方法制得：
将煤矸石依次进行破碎和焙烧，得到焙烧产物；
将所述焙烧产物与盐酸混合进行反应，然后将过滤得到的滤液浓缩，得到所述絮凝稳定剂。
优选地，所述絮凝稳定剂的用量为500～2000g/t高硫原煤。
本发明提供了一种煤炭的脱硫方法，包括以下步骤：将高硫原煤依次进行破碎和筛分，得到筛下物；所述高硫原煤中硫的含量大于2wt％；将所述筛下物进行磨矿，得到煤粒；将所述煤粒、非极性油、pH值调整剂和水混合后进行剪切团聚，得到煤浆；将所述煤浆、起泡剂与絮凝稳定剂混合后进行脱硫浮选，得到精煤。本发明提供了一种针对煤炭中细粒特别是细分散嵌布在炼焦煤基体中的黄铁矿硫的高效浮选脱除方法，采用了剪切团聚对煤粒进行处理，在剪切团聚的过程中发生了调质处理和疏水强化处理，调质处理改变浮选煤炭颗粒和黄铁矿颗粒表面电位，疏水强化处理使得煤粒在非极性油的作用下发生了团聚作用，从而形成类似煤粒常规浮选条件下的浮选“假粒度”，采用了pH值调整剂，调节煤浆的pH值在8.0～8.4之间，使得煤浆中的矿物质尤其是黄铁矿等更加亲水，采用了絮凝抑制剂，使煤浆中包括黄铁矿在内的矿物发生亲水絮凝，有效抑制煤浆中解离的黄铁矿矿物质进入尾煤。这样就强化煤粒的疏水性，扩大了包括黄铁矿在内的矿物的亲水性，从而有利于煤炭脱除黄铁矿的分选。
附图说明
图1为本发明煤炭的脱硫方法的流程简图；
图2为本发明煤炭的脱硫方法的流程图。
具体实施方式
本发明提供了一种煤炭的脱硫方法，包括以下步骤：
将高硫原煤依次进行破碎和筛分，得到筛下物；所述高硫原煤中硫的含量大于2wt％；
将所述筛下物进行磨矿，得到煤粒；
将所述煤粒、非极性油、pH值调整剂和水混合后进行剪切团聚，得到煤浆；
将所述煤浆、起泡剂与絮凝稳定剂混合后进行脱硫浮选，得到精煤。
本发明将高硫原煤依次进行破碎和筛分，得到筛下物；所述高硫原煤中硫的含量大于2wt％。本发明对所述高硫原煤的来源没有特殊的限定，采用本领域技术人员熟知的来源即可，具体的如气肥煤或焦煤。
在本发明中，所述破碎后的粒径优选为小于3mm。
在本发明中，所述筛分的筛孔优选为3mm。
得到筛下物后，本发明将所述筛下物进行磨矿，得到煤粒。
在本发明中，所述煤粒的粒径优选小于50μm，更优选为小于40μm，最优选为小于30μm，所述磨矿的作用是使筛下物与其共生的微细粒黄铁矿单体解离。本发明对所述磨矿的具体方式没有特殊的限定，采用本领域技术人员熟知的方式即可。
得到煤粒后，本发明将所述煤粒、非极性油、pH值调整剂和水混合后进行剪切团聚，得到煤浆。
在本发明中，所述非极性油(捕收剂)优选为柴油和/或煤油。在本发明中，所述非极性油的用量优选为500～3000g/t高硫原煤，更优选为1000～1200g/t高硫原煤，最优选为1100g/t高硫原煤。
在本发明中，所述pH值调整剂优选为氧化钙、碳酸钠或碳酸氢钠。本发明对所述pH值调整剂的用量没有特殊的限定，能够优选将pH值调整为8.0～8.4即可，优选为8.1～8.2。
在本发明中，所述煤浆的浓度优选为5～10wt％，更优选为8wt％。本发明对所述水的用量没有特殊的限定，能够使煤浆的浓度为5～10wt％即可。
在本发明中，所述剪切团聚的转速优选为25000～50000rad/min，更优选为35000rad/min。在本发明中，所述剪切团聚优选在高剪切团聚发生器中进行。在本发明中，所述剪切团聚的过程中包括对煤粒进行调质处理，改变浮选煤粒和黄铁矿颗粒表面电位，和煤粒疏水强化处理，使具有天然疏水性的煤粒与非极性油发生团聚作用。
本发明优选将所述煤粒与非极性油和水混合后，进行高剪切15min，再加入所述pH值调整剂在常温下搅拌1～5min，更优选为2～3min。
得到煤浆后，本发明将所述煤浆、起泡剂与絮凝稳定剂混合后进行脱硫浮选，得到精煤。
在本发明中，所述絮凝稳定剂(XW抑制剂)的用量优选为500～2000g/t高硫原煤，更优选为750～850g/t高硫原煤。
在本发明中，所述絮凝稳定剂优选由包括以下步骤的方法制得：
将煤矸石依次进行破碎和焙烧，得到焙烧产物；
将所述焙烧产物与盐酸混合进行反应，然后将过滤得到的滤液浓缩，得到所述絮凝稳定剂。
在本发明中，所述破碎后煤矸石的粒度优选为小于200目，本发明对所述破碎的方法不限，采用本领域技术人员熟悉的方式即可。
在本发明中，所述煤矸石中Al2O3含量优选大于28wt％。
在本发明中，所述焙烧的温度优选为650～750℃，时间优选为2～4h，更优选为3h。
在本发明中，所述焙烧产物与盐酸的质量比优选为3：1～5：1，所述盐酸的质量浓度优选为10％～30％。
本发明对所述过滤和浓缩的具体方式没有特殊的限定，采用本领域技术人员熟知的方式即可。
在本发明中，所述絮凝稳定剂优选为液态产品，外观呈棕褐色，其中Al2O3的含量优选为8.97wt％，Fe2O3的含量为6.06wt％，属于一种无机絮凝剂，兼有铝盐和铁盐的亲水絮凝特性。
在本发明中，所述起泡剂优选为仲辛醇、GF油、2#油或MIBC。
在本发明中，所述起泡剂的用量优选为300～1500g/t高硫原煤，更优选为优选为350～1450g/t高硫原煤，最优选为750g/t高硫原煤。
本发明优选将所述煤浆与所述絮凝稳定剂混合，搅拌30s，再加入所述起泡剂搅拌1min。
在本发明中，所述混合优选在MFDF-2,1.5L型浮选机中进行。
在本发明中，所述脱硫浮选优选在MFDF-2,1.5L型浮选机中进行。
在本发明中，所述MFDF-2,1.5L型浮选机的叶轮转速优选为1800～2500rad/min，充气量优选为0.20～0.30m3/m2·min，更优选为0.25m3/m2·min。
在本发明中，所述脱硫浮选优选包括依次进行的粗浮选、精选和压滤。
在本发明中，所述粗浮选优选得到粗精煤和粗选尾煤。
在本发明中，所述粗浮选的时间优选为3～5分钟。在本发明中，所述粗浮选优选在MFDF-2,1.5L型浮选机中进行，所述MFDF-2,1.5L型浮选机的叶轮转速优选为1800～2500rad/min，充气量优选为0.20～0.30m3/m2·min，更优选为0.25m3/m2·min。
在本发明中，所述粗选尾煤优选与捕收剂、起泡剂混合后在浮选机中进行扫选，得到扫选精煤和扫选尾煤。
在本发明中，所述扫选用捕收剂的种类优选与上述方案一致，在此不再赘述。
在本发明中，所述扫选用捕收剂的用量优选为300～500g/t高硫原煤，更优选为350～450g/t高硫原煤。
在本发明中，所述扫选用起泡剂的种类优选与上述方案一致，在此不再赘述。
在本发明中，所述扫选用起泡剂的用量优选为100～150g/t高硫原煤，更优选为110～140g/t高硫原煤。
在本发明中，所述扫选的叶轮转速优选为1800～2500rad/min，充气量优选为0.20～0.30m3/m2·min，时间优选为2min。
在本发明中，所述扫选精煤优选返回粗浮选与煤浆一起进行重新分选，所述扫选尾煤优选进行压滤，得到脱水尾煤。
本发明对所述压滤的具体方式没有特殊的限定，采用本领域技术人员熟知的方式即可。
在本发明中，所述精选的次数优选为2～3次。
在本发明中，所述精选优选包括依次进行的第一次精选、第二次精选和第三次精选。
在本发明中，所述第一次精选优选加入非极性油400～500g/t高硫原煤和起泡剂60～70g/t高硫原煤，刮泡2min，更优选加入非极性油450g/t高硫原煤，更优选加入起泡剂65g/t高硫原煤，所述第一次精选得到的尾煤与扫选的精煤优选一起返回粗浮选与原煤浆一起进行重新分选，所述第一次精选得到的精煤进行第二次精选。
在本发明中，所述第二次精选优选加入非极性油140～160g/t高硫原煤和起泡剂40～55g/t高硫原煤，刮泡3min，更优选加入非极性油150g/t高硫原煤，更优选加入起泡剂45～50g/t高硫原煤，所述第二次精选得到的尾煤优选返回第一次精选的浮选机中进行重新分选，所述第二次精选得到的精煤优选根据脱硫情况可进行第三次精选，所述第三次精选优选加入非极性油50～80g/t高硫原煤和起泡剂15～25g/t高硫原煤，更优选为加入非极性油60～75g/t高硫原煤，最优选为加入非极性油65g/t高硫原煤，更优选为加入起泡剂20～21g/t高硫原煤，所述第三次精选刮泡3min得到浮选最终脱硫精煤和第三次精选尾煤，所述第三次精选尾煤优选返回第二次精选的浮选机中进行重新分选。
在本发明中，所述第一次精选、第二次精选和第三次精选中使用的非极性油和起泡剂的种类优选与上述方案一致，在此不再赘述。
在本发明中，所述第一次精选、第二次精选和第三次精选的浮选机型号、转速、充气量优选与粗浮选相同。
为了进一步说明本发明，下面结合实例对本发明提供的煤炭的脱硫方法进行详细地描述，但不能将它们理解为对本发明保护范围的限定。
图1为本发明煤炭的脱硫方法的流程简图，图2为本发明煤炭的脱硫方法的流程图。
本发明实施例中使用的XW抑制剂均是从煤矸石中提取的无机絮凝剂，其制备方法为：
将煤矸石1000g进行破碎后，在650℃下焙烧3h，之后与3000mL质量浓度为15％盐酸进行反应，其滤液经浓缩而制得的一种聚合铝铁产物，即为XW抑制剂，为液态产品，外观呈棕褐色，Al2O3的含量为8.97wt％，Fe2O3的含量为6.06wt％，它属于一种无机絮凝剂，兼有铝盐和铁盐的亲水絮凝特性。
实施例1
某气肥煤含硫2.83wt％，在显微镜观察下煤中微细粒黄铁矿的粒度分布如表1。
表1气肥煤中微细粒黄铁矿的粒度分布
分布粒径 <5μm 5～10μm 10～20μm 20～50μm >50μm
百分比％ 36.6 34.2 10.4 13.2 5.6
将该煤破碎筛分后磨至平均粒径30微米以下。浮选浓度为8wt％，加入煤油，用量为1200g/t原煤经高剪切团聚发生器的转速为35000rad/min处理15min，加入碳酸氢钠和水，使煤浆的pH值为8.2，在常温下搅拌1min，对煤浆进行调质处理，改变浮选煤炭颗粒和黄铁矿颗粒表面电位，和煤炭颗粒疏水强化处理，使具有天然疏水性的煤粒与非极性油发生团聚作用3min。之后，将煤浆转入MFDF-2,1.5L型粗次浮选机，在浮选机中加入XW抑制剂750g/t原煤，搅拌30s，加入起泡剂2#油，用量为450g/t原煤，搅拌1min，浮选机的叶轮转速为3500rad/min，充气量为0.25m3/m2·min，在常温下浮选5分钟，得到粗精煤和粗选尾煤。粗选尾煤在同样型号的浮选机中加入煤油300g/t原煤和起泡剂80g/t原煤，扫选2min，扫选的精煤返回粗浮选进行与原煤浆一起进行重新分选，扫选尾煤进行压滤，得到脱水尾煤。粗精煤经过3次精选方可脱除煤中黄铁矿硫，无机硫的脱除率为82.33％％，脱硫后的精煤浆用压滤机进行压滤脱水得到精煤。第一次精选加入煤油400g/t原煤和2#油60g/t原煤，刮泡2min，第一次精选的尾煤与扫选的粗煤一起返回粗浮选进行与原煤浆一起进行重新分选。第一次精选的精煤进行第二次精选，第二次精选加入煤油150g/t原煤和2#油40g/t原煤，刮泡3min，第二次精选的尾煤返回第一次精选的浮选机中进行重新分选，第二次精选的精煤进行第三次精选，第三次精选优选加入煤油60g/t高硫原煤和2#油20g/t高硫原煤，刮泡3min得到浮选最终脱硫精煤和第三次精选尾煤，第三次精选的尾煤返回第二次精选的浮选机中进行重新分选。第一次精选、第二次精选和第三次精选的浮选机型号、转速、充气量与粗选浮选机相同。
浮选最终结果如下：精煤产率为56.87％，精煤硫分为0.56％，精煤灰分为8.75％，脱硫率为82.33％。
实施例2
山西某焦煤含硫3.08wt％，在显微镜观察下煤中微细粒黄铁矿的粒度分布如表2。
表2焦煤中微细粒黄铁矿的粒度分布
分布粒径 <5μm 5～10μm 10～20μm 20～50μm >50μm
百分比％ 28.7 35.5 11.8 14.2 9.8
将该煤炭破碎筛分后磨至平均粒径40微米以下。浮选浓度为8wt％，加入煤油，用量为1000g/t原煤经高剪切团聚发生器的转速为35000rad/min处理15min，加入碳酸钠和水，使煤浆的pH值为8.0，在常温下搅拌1min，对煤浆进行调质处理，改变浮选煤炭颗粒和黄铁矿颗粒表面电位，和煤炭颗粒疏水强化处理，使具有天然疏水性的煤粒与非极性油发生团聚作用3min。之后，将煤浆转入MFDF-2,1.5L型粗次浮选机，在浮选机中加入XW抑制剂850g/t原煤，搅拌30s，加入起泡剂仲辛醇，用量为400g/t原煤，搅拌1min，浮选机的叶轮转速为2500rad/min，充气量为0.25m3/m2·min，在常温下浮选5分钟，得到粗精煤和粗选尾煤。粗选尾煤在同样型号的浮选机中加入煤油350g/t原煤和仲辛醇70g/t原煤，扫选2min，扫选的精煤返回粗浮选进行与原煤浆一起进行重新分选，扫选尾煤进行压滤，得到脱水尾煤。粗精煤经过3次精选，脱除煤中黄铁矿硫，其中无机硫的脱除为81.82％，脱硫后的精煤浆用压滤机进行压滤脱水得到精煤。第一次精选加入煤油450g/t原煤和仲辛醇65g/t原煤，刮泡2min，第一次精选的尾煤与扫选的粗煤一起返回粗浮选进行与原煤浆一起进行重新分选。第一次精选的精煤进行第二次精选，第二次精选加入煤油140g/t原煤和仲辛醇45g/t原煤，刮泡3min，第二次精选的尾煤返回第一次精选的浮选机中进行重新分选，第二次精选的精煤进行第三次精选，第三次精选优选加入煤油65g/t高硫原煤和仲辛醇21g/t高硫原煤，刮泡3min得到浮选最终脱硫精煤和第三次精选尾煤，第三次精选的尾煤返回第二次精选的浮选机中进行重新分选。第一次精选、第二次精选和第三次精选的浮选机型号、转速、充气量与粗选浮选机相同。
浮选最终结果为：精煤产率为54.87％，硫分为0.56％，灰分为8.78％，脱硫率为81.82％。
实施例3
内蒙的某焦煤含硫3.21wt％，在显微镜观察下煤中微细粒黄铁矿的粒度分布如表3。
表3焦煤中微细粒黄铁矿的粒度分布
分布粒径 <5μm 5～10μm 10～20μm 20～50μm >50μm
百分比％ 12.6 27.8 41.8 11.5 6.3
将该煤炭破碎筛分后磨至平均粒径50微米以下。浮选浓度为8wt％，加入柴油，用量为1400g/t原煤经高剪切团聚发生器的转速为35000rad/min处理15min，加入氧化钙和水，使煤浆的pH值在8.1，在常温下搅拌1min，对煤浆进行调质处理，改变浮选煤炭颗粒和黄铁矿颗粒表面电位，和煤炭颗粒疏水强化处理，使具有天然疏水性的煤粒与非极性油发生团聚作用3min。之后，将煤浆转入MFDF-2,1.5L型粗次浮选机，在浮选机中加入XW抑制剂850g/t原煤，搅拌30s，加入起泡剂GF油，用量为500g/t原煤，搅拌1min，浮选机的叶轮转速为3000rad/min，充气量为0.25m3/m2·min，在常温下浮选5分钟，得到粗精煤和粗选尾煤。粗选尾煤在同样型号的浮选机中加入柴油380g/t原煤和GF油80g/t原煤，扫选2min，扫选的精煤返回粗浮选进行与原煤浆一起进行重新分选，扫选尾煤进行压滤，得到脱水尾煤。粗浮选精煤经过3次精选，脱除煤中黄铁矿硫，其中无机硫的脱除率为83.57％，脱硫后的精煤浆用压滤机进行压滤脱水得到精煤。第一次精选加入柴油500g/t原煤和GF油70g/t原煤，刮泡2min，第一次精选的尾煤与扫选的粗煤一起返回粗浮选进行与原煤浆一起进行重新分选。第一次精选的精煤进行第二次精选，第二次精选加入柴油160g/t原煤和GF油55g/t原煤，刮泡3min，第二次精选的尾煤返回第一次精选的浮选机中进行重新分选，第二次精选的精煤进行第三次精选，第三次精选优选加入柴油75g/t高硫原煤和GF油25g/t高硫原煤，刮泡3min得到浮选最终脱硫精煤和第三次精选尾煤，第三次精选的尾煤返回第二次精选的浮选机中进行重新分选。第一次精选、第二次精选和第三次精选的浮选机型号、转速、充气量与粗选浮选机相同。
浮选最终结果为：精煤产率为53.81％，硫分为0.87％，灰分为9.15％，脱硫率为83.57％。
以上所述仅是本发明的优选实施方式，并非对本发明作任何形式上的限制。应当指出，对于本技术领域的普通技术人员来说，在不脱离本发明原理的前提下，还可以做出若干改进和润饰，这些改进和润饰也应视为本发明的保护范围。

Claims (10)

1.一种煤炭的脱硫方法，其特征在于，包括以下步骤：
将高硫原煤依次进行破碎和筛分，得到筛下物；所述高硫原煤中硫的含量大于2wt％；
将所述筛下物进行磨矿，得到煤粒；
将所述煤粒、非极性油、pH值调整剂和水混合后进行剪切团聚，得到煤浆；
将所述煤浆、起泡剂与絮凝稳定剂混合后进行脱硫浮选，得到精煤。
2.根据权利要求1所述的脱硫方法，其特征在于，所述破碎后的粒径为小于3mm。
3.根据权利要求1所述的脱硫方法，其特征在于，所述煤粒的粒径小于50μm。
4.根据权利要求1所述的脱硫方法，其特征在于，所述煤浆的浓度为5～10wt％。
5.根据权利要求1或4所述的脱硫方法，其特征在于，所述非极性油为柴油和/或煤油。
6.根据权利要求1所述的脱硫方法，其特征在于，所述pH值调整剂为氧化钙、碳酸钠或碳酸氢钠。
7.根据权利要求1或6所述的脱硫方法，其特征在于，所述煤浆的pH值为8.0～8.4。
8.根据权利要求1所述的脱硫方法，其特征在于，所述剪切团聚的转速为25000～50000rad/min。
9.根据权利要求1所述的脱硫方法，其特征在于，所述絮凝稳定剂由包括以下步骤的方法制得：
将煤矸石依次进行破碎和焙烧，得到焙烧产物；
将所述焙烧产物与盐酸混合进行反应，然后将过滤得到的滤液浓缩，得到所述絮凝稳定剂。
10.根据权利要求1或9所述的脱硫方法，其特征在于，所述絮凝稳定剂的用量为500～2000g/t高硫原煤。
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