JPH0254397B2 - - Google Patents

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JPH0254397B2
JPH0254397B2 JP57191767A JP19176782A JPH0254397B2 JP H0254397 B2 JPH0254397 B2 JP H0254397B2 JP 57191767 A JP57191767 A JP 57191767A JP 19176782 A JP19176782 A JP 19176782A JP H0254397 B2 JPH0254397 B2 JP H0254397B2
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JP
Japan
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coal
chamber
slurry
particle size
water slurry
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JP57191767A
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Inventor
Nobuyasu Meguri
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Mitsubishi Power Ltd
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Babcock Hitachi KK
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Publication date
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Description

【発明の詳細な説明】[Detailed description of the invention]

本発明は、石炭―水スラリーの製造方法に関
し、さらに詳しくは、ボール径が順次変化する2
室以上からなるボールミルによる石炭―水スラリ
ーの製造方法に関するものである。 石炭は固体であるため、油やガスのような流体
燃料に比べて貯蔵、輸送等の取扱いが非常に面倒
であるが、石炭を水でスラリー化すればその取扱
いが容易になる。さらに石炭―水スラリーを直接
燃焼させることも可能であるが、その場合には、
石炭の粒度は200メツシユ通過量(74μm以下)
が約70重量%(以下、本発明においては単に%と
記す)と細かく、またスラリー濃度は少くとも約
60%以上(乾量ベース)の高濃度であり、かつ輸
送可能な低粘度であることが望ましい。 第1図は、高濃度石炭―水スラリーの製造工程
とスラリー構造の模式図であるが、粗粉砕された
石炭Aを、水Bと分散剤Cと共に粉砕して石炭―
水スラリーDを製造する場合、高濃度かつ低粘度
で安定な石炭―水スラリーDを製造するための課
題は、(1)粉砕された石炭粒子A1の粒度分布調整
により充填密度を増加して高濃度化をはかるこ
と、(2)適切な分散剤Cの添加により石炭粒子A1
表面に水膜B1を形成して帯電させ、石炭粒子A
1同志を反発させて分散させることにより粘度低
下をはかることである。 このような高濃度石炭―水スラリーを連続的に
製造するには、連続湿式ボールミルを用いる方法
が一般的である。第2図は、連続湿式ボールミル
を使用する従来の石炭―水スラリー製造装置の系
統図であるが、従来のボールミル1は、基本的に
水平回転する円筒体2とその内部に充填された、
例えばスチール製ボール3とから構成される。円
筒体1は、第3図に示すように、矢印方向に回転
することによつて、ボール3は円筒体2の内壁に
沿つてある高さまで持上げられ、落下するか、ま
たはボール3層の表面に現われてから表面を転動
流下する。このように落下、転動するボール1B
の中で、石炭Aは、主としてボール3同士が衝突
する際にボール3間にはさまれ、その衝撃によつ
て粉砕される。ボール3と円筒体2内壁との滑り
を防止し、ボール3の持上げと転動を円滑にする
ために、円筒体2の内壁にはライナー2Aが張ら
れている場合が多い。ボール3としては、通常、
径の異なる数種のボールが混合使用され、ボール
ミル1内ではほぼ完全な混合状態である。ボール
3はミル1の長期間の運転中に摩耗して径が小さ
くなり、ミル出口2Bのグレート2Dを通つて排
出される。このため、ミル入口2Cから最大径の
ボール3を投入し、摩耗排出によるボールの減少
が補なわれる。このようにしてミル1内のボール
3の径の分布は平衡に到達する。平衡状態にある
ボール3の径の分布は、dmを最大ボール径とし、
ボール径dより小さいボールの重量分率をMとす
れば、 M=(d/dm)3.8 ……(1) で表わされる(F.C.Bond,“Crushing and
Grinding Calculations”,Allis―Charmers
Publi cation07R9235B,1961)。 上記従来のボールミル1を使用する従来の石炭
―水スラリーの製造方法を第2図により説明す
る。原炭バンカー5中の約3〜5mm以下に粗粉砕
された石炭Aは、石炭濃度(乾炭基準)が約60〜
75%になるように石炭供給用フイーダー4から、
また、分散剤Cは乾炭100重量部に対して約1重
量部になるようにそれぞれ調整されて水Bと共に
ミル入口2Cに供給され、ボールミル1内では約
50〜75mm以下のボール1B群により粉砕混合され
ながらミル出口2Bに向つて流動する。従つて、
ボールミル1内の石炭粒子A1の粒度分布は、ミ
ル入口2C側からミル出口2B側に向つて大から
小へ変化する。このようにして、200メツシユ通
過量が約60〜85%、粘度が約100〜2000cpの石炭
―水スラリーが製造され、ボールミル1のオバー
フロー型のミル出口2Bから流出され、調整タン
ク6を経てポンプ7により次工程に輸送される。 しかしながら、上記においては、石炭のハード
グローブ粉砕性指数(以下、HGIで示す)が大
きくて粉砕容易な場合は、高濃度な石炭―水スラ
リーは得られるが、粉砕効率が低く、低濃度粉砕
(50%以下)に比べて消費動力が大きくなる。一
方、HGIが低くて粉砕困難な石炭の場合は、高
濃度なスラリーは得られない。また、上記従来方
法による場合、HGIが50未満の石炭から得たス
ラリー粘度は、スラリー濃度70%で2000cp以上
に高くなり、直接燃焼用には不適当である。さら
に、上記従来方法においては、ミル1の入口部に
おいて分散剤を添加する方式を採用しており、必
要添加量は約1重量%と多量である。 本発明の目的は、上記従来技術の欠点を除去
し、石炭を効率よく粉砕し、また分散剤の使用量
を少なくし、高濃度でも低い粘度の石炭―水スラ
リーが得られる製造方法を提供するにある。 上記目的を達成するため、本発明者は次のよう
な検討を行つた。 一般に、湿式ボールミルで製造される石炭―水
スラリーの粒度分布をアンドレアゼンのピペツト
法で求めれば、石炭粒子径xよりも小さい石炭粒
子の累積重量%(y)は、ロジン・ラムラー式: y=100{1−exp(−x/a)m} ……(2) または、ゴダン・シユーマン式: y=100(x/b)n ……(3) で近似される。ここにa、bは定数、n、mは分
布係数である。石炭粒子径の小さい範囲に注目す
れば、式(2)は近似されて式(3)に帰着し、m=nと
なる。 第4図は、HGI50の石炭を直径650mm、長さ
1200mmの連続湿式ボールミルを用い、スラリー濃
度を50%及び70%の2種にして200メツシユ通過
量70%に粉砕した結果を両対数目盛でプロツトし
たものである。20〜30ミクロン以下の粒径範囲に
対しては直線関係が成立し、前述の式(3)が成立す
ることが理解される。そしてこの例においては、
上記直線関係成立範囲において、スラリー濃度50
%での粉砕ではn=0.95スラリー濃度70%での粉
砕ではn=0.62であり、高濃度で粉砕する方が高
濃度石炭―水スラリーの製造に必要な幅の広い粒
度分布を達成できることが分る。 また、一般に、粉砕によつて生成する石炭粒子
の粒度と粒度分布の形状とを左右する要因は、各
粒子の単一破砕(単一粒子の破砕)によつて生じ
る粒度分布とその粒子の砕ける速度である。第5
図は、単一破砕によつて生じる粒度分布(粒子径
(d)以下の重量分率(y)と破砕前の粒子径(do)
に対する破砕後の粒子径(d)の比(x)との関係)
を両対数目盛で示したものである。このプロツト
の勾配γは前述の粒度分布を表わす式(3)のnにほ
ぼ等しく、このγの値が粒度分布の幅の広さを決
定する。そしてボールミル粉砕においては、第5
図に示すように、粉砕性の良い(HGIの大きい)
石炭ほど粉砕時のスラリー濃度の高いほど、ま
た、ボール径が大きいほど、γの値は小さくな
り、従つて幅の広い粒度分布が得られる。一方、
第6図は、単一粒子の粉砕速度と粒子径及びその
影響因子との関係を示すものであり、粉砕性の良
い(HGIの大きい)石炭の方が、また粉砕時の
スラリー濃度が低い方が粉砕速度は大である。ま
た、第6図に示すように、与えられたボール径に
対しては、粉砕速度を最高にする最適粒子径が存
在し、粒子径がその最適粒子径よりも小さくなる
につれて砕ける速度は減少し、またその粒子径よ
りも大きくなるにつれて粉砕速度は減少する。ま
たこの最適粒子径は、ボール径が大きくなるにつ
れて、図中の破線で示すように大きくなる(L.G.
Austin,K.Shoji and P.T.Luckie.“Effect of
Ball Size on Mill Performance,”Powder
Technoloqy,14(1976)71―79)。これより、粒
子径の小さい石炭粒子の粉砕には小さいボール、
粒子径の大きい石炭粒子の粉砕には大きいボール
が適することが分つた。 また前述のように、ボールミル内の石炭粒子の
粒度は、ミル入口2C側からミル出口2B側に向
つて細かくなつているので、上記の説明から、ミ
ル入口2C側に大径ボールを、またミル出口2B
側に小径ボールを配置した方が粉砕効率を向上す
ることが分つた。なお、従来方法では1室だけの
ボールミル内にボールはほぼ完全混合状態で分布
している。粉砕効率が悪く消費動力が大きくなる
原因となつている。 また、従来方法では分散剤が多量に必要であつ
たのは、石炭がまだ粉砕されていないミル入口2
Cで分散剤の全量を添加していたので、石炭の粉
砕によつて生ずる元来疎水性の新表面が水でぬら
される前に親水性の石炭中の灰分に分散剤が吸着
するために、スラリー粘度を低下させるため必要
添加量が大となると考えられる。 上述の検討結果に基づき、前述の本発明の目的
を達成するために、本発明は、石炭―水系の連続
湿式ボールミル粉砕において、連続する2室以上
からなるボールミルであつて各室毎に有する一群
の多数のボールの径がミル入口側の第1室から順
次大から小へ変化し、かつ隣接する室間が上流側
の最小ボールの所定径よりわずかに小さい孔径の
多孔仲仕切板で仕切られたボールミルの第1室
に、石炭と水と分散剤の総量の一部とを供給し、
第2室以降の少なくとも1室に分散剤の残量を供
給して粉砕することを特徴とする。 本発明において、石炭の粒度を広い範囲に分布
させて充填密度を高めるように石炭を粉砕して高
濃度な石炭―水スラリーを得るためには、ボール
径を順次大から小へ段階的に変化させてボールミ
ル粉砕を連続的に行うと共に、分散剤の添加が最
初の一回とそれ以降の1回以上との経時的に2回
以上に分割して行なわれる。この場合、各段階で
ボールが摩耗してその粒度が小さくなつていく
が、各段階毎の当初のボール径を維持するため、
上記各段階における最小ボールの所定径より小さ
いボールを仕切板の孔から、次の段階へ移行させ
る。また、特に粉砕速性の不良(HGIが低い)
な石炭の場合、石灰石を添加して粉砕することに
より、高濃度かつ低粘性の石炭―水スラリーが得
られる。 以下、本発明を図面を用いて詳述する。 第7図は、本発明の一実施例を示す石炭―水ス
ラリー製造装置の系統図である。図中、符号1〜
7の説明は第2図の場合と同様である。図におい
て、ボールミル1の円筒体2は、スクリーンまた
はグレートを使用した仲仕切板8により第1室2
Eと第2室2Fとに分けられ、第1室2E側のミ
ル入口2Cには、原炭供給用フイーダ4がミル1
に接続されており、給水管9および第1分散剤液
供給管10がミル入口2Cを通つて第1室2E内
に挿入されている。ボールミル1の第1室2Eに
は所定範囲の径(例えば約64〜41mm)を有する一
群のボール3が充填され、また第2室2Fには第
1室2Eのボールよりも小さい所定範囲の径(例
えば40〜12mm)を有する一群のボール3が充填さ
れている。そして、仲仕切板8の多数の孔の径
は、第1室2Eについて定められたボールの径の
範囲の最小径(上例では41mm)よりも僅かに小さ
い径(例えば40mm)となつている。またミル出口
2Bのグレート2Dには第2室2Fについて同様
に定められた最小粒径より僅かに小さい径(例え
ば11mm)の孔が設けられている。また第2室2F
には、第2分散剤液供給管11がミル出口2Bを
通つて導入されている。ミル出口2Bの下には、
調整タンク6が設置され、ポンプ7により製品ス
ラリーが次工程へ輸送される。 上記構成の装置において、粗粉砕された石炭A
(例えば粒径約5〜10mm以下)は、原炭供給用フ
イーダ4によりボールミル1の第1室2Eへ定量
を供給される。次いで石炭濃度(乾炭基準)が所
定の高濃度(例えば約75〜85%)に、また分散剤
Cの添加量が石炭A100重量部(乾炭基準)に対
し所定の総重量部の一部(例えば0.3重量部以下)
になるように、水Bと分散剤Cとがそれぞれ給水
管9及び第1分散剤供給管10から第1室2Eに
供給される。分散剤Cは液状でも粉末状でも差し
支えなく、さらには添加量の計量を容易にするた
めに水で稀釈したものであつてもよい。ボールミ
ル1の第1室2Eでは、従来方法よりスラリーD
の石炭濃度が高く、また大径のボール3が使用さ
れることにより、小さい粒子径を含む幅の広い粒
度分布が生成する(第5図参照)。また、大径の
ボール3が使用されるために従来法より大きな石
炭粒子(例えば5〜10mm)を含む粗粒子を効率よ
く粉砕することができる。また粉砕によつて生じ
る新表面は、第2室2Fに到達する前に水にぬら
される。このようにして第1室2Eで大径のボー
ルで粉砕された石炭粒子は仲仕切板8の孔を通つ
て次の第2室2Fに移動していく。第2室2Fに
おいては、石炭100重量部に対する分散剤の総重
量部から第1室2Eで添加した分を差引いた残量
(例えば0.3重量部以下)の分散剤が第2分散供給
管11から添加され、ぬれた石炭粒子に効率よく
作用し、スラリーが低粘度化される。さらに粒子
径が小さくなつている第2室2Fの石炭粒子は、
小径のボール3によつて効率よく粉砕される。 前述したように、ボールミル1の長期間運転中
にボール3は摩耗によつて径が小さくなる。本発
明においては第1室2Eで摩耗して仲仕切板8の
孔径より小さくなつたボール3は該孔を通つて第
2室2Fへ自然に移行し、第2室2Fで摩耗して
小さくなつたボール3はミル出口グレート2Dを
通つてミル1から自然に排出される。従つてこの
摩耗損失量を補うために、第1室2Eのミル入口
2Cから最大径のボール3を投入すれば、各室内
のボール3の径は前記式(1)に従う分布を形成し、
自動的にコントロールする。本発明における粉砕
効果の発現を安定にする。 上記実施例によれば、ミル出口2Bでの石炭粒
子A1の粒度が200メツシユ通過量で70〜85%、
粘度が2000cp以下、石炭濃度が乾炭基準で約70
〜80%の高濃度の石炭―水スラリーを、従来方法
の約50%以下の分散剤量で、かつ約5〜10%少な
いミル所要動力費で製造することができる。 高濃度石炭―水スラリーを製造する場合、第5
図、第6図に示したように、粉砕性の悪い
(HGIが小さい)石炭の粒度分布は、高濃度で粉
砕しても単一破砕後の粒度分布の勾配γ、従つて
分布係数nの値が大きく(すなわち、粒度分布の
幅が狭く)、スラリーの高濃度化が困難なことが
ある。従来方法は、HGIが50以下の石炭を用い
た場合は、固体濃度700%以上、粘度2000cp以下
のスラリーを製造することはできない。第8図
は、上述の粉砕性の悪い石炭から高濃度かつ低粘
度の石炭―水スラリーを製造するのに好適な石炭
―水スラリー製造装置の系統図である。この装置
は、第7図の装置に対して石灰石Eをボールミル
1の第1室2Eに供給するための石灰石供給フイ
ーダー12が設けられており、その他は第7図の
装置と同様である。図において、石炭A、水B、
分散剤Cは、第7図の場合と同様に第1室2Eに
供給され、さらに、例えば約5〜10mm以下に粗粉
砕された石灰石が石灰石供給フイーダ12によ
り、石炭100重量部(乾炭ベース)に対して例え
ば約0.1〜5重量部がミル入口2Cに供給され、
石炭と混合粉砕されて、ミル出口2Bより高濃度
かつ低粘性の製品スラリーが流出する。石灰石を
使用する理由は次のとおりである。すなわち、高
濃度湿式ボールミル粉砕によつて生成する石灰石
粉の粒度分布の勾配は、第9図に示すように、石
炭が約0.4以上であるに比べて、0.4以下である。
また、石灰石の粉砕性は良好で、石炭と比べて非
常に砕けやすく、従つて粉砕性の悪い石炭を高濃
度で湿式粉砕する際に、微量の石灰石を添加して
混合粉砕すれば、石灰石から微粉が生じて石炭粒
子間の空隙を埋めて充填密度が大となり、スラリ
ー高濃度化及び低粘度化が可能となる。この場合
は、例えばHGI50以下の石炭から濃度700%で粘
度2000cp以下のスラリーが得られる。上記実施
例によれば、高濃度化、低粘度化及び動力原単位
の低下の効果に加えて、石灰石の粒度分布調整剤
としての特有の効果、すなわち高濃度化及び低粘
度化の効果が得られ、さらに石炭―水スラリー中
の石灰石は石炭スラリーの直接燃焼時の脱硫剤と
して作用するという利点がある。 上記実施例では、石灰石は第1室2Eに供給さ
れているが、第8図において第2室2Fに石灰石
供給フイーダー12を接続して石灰を供給しても
よい。一般的には、石灰石の供給は第1室または
第2室以降の少なくとも1室に供給すればよい。
なお、石灰石は石灰石―水スラリーの形で供給し
てもよい。 また、第7図、第8図はいずれも2つの室から
なるボールミル1を示しているが、3室以上から
なるボールミルであつてもよく、この場合、ボー
ルミルの入口から出口まで漸次小さく傾斜する石
炭粒子の各段階の粒度にさらに適した粒径のボー
ルで粉砕することができる。 また、ボールミルの出口から流出する石炭―水
スラリーを振動ぶるい等の分級機を用いて分級
し、所定粒度より粗い石炭粒子から成るスラリー
をボールミルの第1室に戻し、所定粒度以下の粒
子からなるスラリーを製品として取り出すように
運転すれば、石炭に無駄を発生させず、製品効率
を高めることができる。 以下、本発明の具体的実施例を示す。 実施例 1 第7図に示した装置においてミル1としてミル
入口2Cから50cmのところに仲仕切板8を設けた
内径650mm、長さ1200mmの円筒体2を使用し、本
発明方法に従つてHGI50の石炭を高濃度で粉砕
し、最終スラリー濃度70%、200メツシユ通過量
70%の高濃度の石炭―水スラリーを製造した。一
方、仲仕切板8と第2分散剤供給管12とを有し
ない以外は上記と同じ装置を使用して従来法によ
り、同じ濃度、粒度の石炭―水スラリーを製造し
た。上記2つの場合における時間当り生産量、分
散剤使用量、動力単位、製品スラリー粘度を第1
表に、また、製品スラリーの粒度分布(篩下重量
分布)を第10図に示した。
The present invention relates to a method for producing a coal-water slurry, and more specifically, to a method for producing a coal-water slurry, and more particularly, to a method for producing a coal-water slurry.
This invention relates to a method for producing coal-water slurry using a ball mill consisting of more than one chamber. Since coal is a solid, it is much more difficult to store, transport, and handle than fluid fuels such as oil or gas, but if coal is slurried with water, it becomes easier to handle. It is also possible to directly burn the coal-water slurry;
Coal particle size is 200 mesh passing amount (74μm or less)
is approximately 70% by weight (hereinafter simply referred to as % in the present invention), and the slurry concentration is at least approximately 70% by weight.
It is desirable to have a high concentration of 60% or more (on a dry basis) and a low viscosity that allows transport. Figure 1 is a schematic diagram of the manufacturing process and slurry structure of a highly concentrated coal-water slurry.
When producing water slurry D, the challenges to producing stable coal-water slurry D with high concentration and low viscosity are: (1) increasing the packing density by adjusting the particle size distribution of the crushed coal particles A1; (2) By adding an appropriate dispersant C, coal particles A1
Forming a water film B1 on the surface and charging it, coal particles A
The purpose is to reduce the viscosity by repelling and dispersing the comrades. To continuously produce such a highly concentrated coal-water slurry, a continuous wet ball mill is generally used. FIG. 2 is a system diagram of a conventional coal-water slurry production apparatus using a continuous wet ball mill. The conventional ball mill 1 basically consists of a horizontally rotating cylindrical body 2 and a cylinder filled with
For example, it is composed of a steel ball 3. As the cylindrical body 1 rotates in the direction of the arrow as shown in FIG. It appears on the surface and then rolls down the surface. Ball 1B falling and rolling like this
Among them, coal A is mainly caught between the balls 3 when they collide with each other, and is crushed by the impact. In order to prevent the ball 3 from slipping on the inner wall of the cylindrical body 2 and to make lifting and rolling of the ball 3 smooth, the inner wall of the cylindrical body 2 is often covered with a liner 2A. Ball 3 is usually
Several types of balls with different diameters are mixed and used, and they are almost completely mixed inside the ball mill 1. During long-term operation of the mill 1, the balls 3 are worn and have a reduced diameter, and are discharged through the grate 2D at the mill outlet 2B. Therefore, balls 3 with the largest diameter are introduced from the mill inlet 2C to compensate for the decrease in balls due to wear and discharge. In this way, the distribution of the diameters of the balls 3 in the mill 1 reaches an equilibrium. The distribution of the diameter of ball 3 in an equilibrium state is as follows: dm is the maximum ball diameter,
If the weight fraction of the ball smaller than the ball diameter d is M, it is expressed as M=(d/dm) 3.8 ...(1) (FCBond, “Crushing and
Grinding Calculations”, Allis―Charmers
Publication 07R9235B, 1961). A conventional method for producing coal-water slurry using the conventional ball mill 1 described above will be explained with reference to FIG. The coal A in the raw coal bunker 5, which has been coarsely crushed to about 3 to 5 mm or less, has a coal concentration (dry coal standard) of about 60 to
From coal supply feeder 4 so that it is 75%,
Further, the dispersant C is adjusted to be approximately 1 part by weight per 100 parts by weight of dry coal, and is supplied together with water B to the mill inlet 2C, and inside the ball mill 1, approximately 1 part by weight is added.
It flows toward the mill outlet 2B while being pulverized and mixed by a group of balls 1B of 50 to 75 mm or less. Therefore,
The particle size distribution of the coal particles A1 in the ball mill 1 changes from large to small from the mill inlet 2C side to the mill outlet 2B side. In this way, a coal-water slurry with a viscosity of about 100 to 2000 cp and a 200 mesh passing rate of about 60 to 85% is produced, which is flowed out from the overflow type mill outlet 2B of the ball mill 1, passed through the adjustment tank 6, and pumped. 7 to be transported to the next process. However, in the above case, if the hard globe grindability index (hereinafter referred to as HGI) of the coal is large and it is easy to grind, a highly concentrated coal-water slurry can be obtained, but the grinding efficiency is low and the grinding efficiency is low. (50% or less), the power consumption will be larger. On the other hand, if the coal has a low HGI and is difficult to crush, a highly concentrated slurry cannot be obtained. Furthermore, in the case of the conventional method described above, the viscosity of the slurry obtained from coal with an HGI of less than 50 is as high as 2000 cp or more at a slurry concentration of 70%, making it unsuitable for direct combustion. Furthermore, in the conventional method described above, a method is adopted in which a dispersant is added at the inlet of the mill 1, and the required amount of addition is as large as about 1% by weight. The purpose of the present invention is to provide a production method that eliminates the drawbacks of the above-mentioned prior art, efficiently pulverizes coal, reduces the amount of dispersant used, and provides a coal-water slurry with low viscosity even at high concentrations. It is in. In order to achieve the above object, the present inventor conducted the following studies. In general, if the particle size distribution of a coal-water slurry produced in a wet ball mill is determined using the Andreasen pipette method, the cumulative weight percent (y) of coal particles smaller than the coal particle diameter x is calculated using the Rosin-Ramler equation: y= 100 {1-exp(-x/a) m } ...(2) Or, it is approximated by the Godin-Schuman formula: y=100(x/b) n ...(3). Here, a and b are constants, and n and m are distribution coefficients. If we focus on a small range of coal particle diameters, equation (2) can be approximated and reduced to equation (3), where m=n. Figure 4 shows HGI50 coal with a diameter of 650 mm and a length of
The results are plotted on a double-logarithmic scale using a 1200 mm continuous wet ball mill with two slurry concentrations, 50% and 70%, and a 200 mesh passing rate of 70%. It is understood that a linear relationship holds true for the particle size range of 20 to 30 microns or less, and the above equation (3) holds true. And in this example,
In the range where the above linear relationship holds true, the slurry concentration is 50
When milling at a slurry concentration of 70%, n = 0.95, and at a slurry concentration of 70%, n = 0.62, indicating that milling at a higher concentration can achieve a wider particle size distribution required for the production of a highly concentrated coal-water slurry. Ru. In addition, in general, the factors that influence the particle size and shape of the particle size distribution of coal particles produced by pulverization are the particle size distribution caused by single crushing of each particle (single particle crushing) and the shape of the particle size distribution. It's speed. Fifth
The figure shows the particle size distribution (particle size
(d) The following weight fraction (y) and particle size before crushing (do)
(Relationship with the ratio (x) of the particle diameter (d) after crushing to
is shown on a logarithmic scale. The slope γ of this plot is approximately equal to n in equation (3) representing the particle size distribution described above, and the value of γ determines the breadth of the particle size distribution. In ball mill grinding, the fifth
As shown in the figure, good crushability (large HGI)
The higher the slurry concentration during pulverization of coal and the larger the ball diameter, the smaller the value of γ, and therefore the wider the particle size distribution. on the other hand,
Figure 6 shows the relationship between the grinding speed of a single particle, the particle size, and its influencing factors, and coal with good grindability (high HGI) is better than coal with a lower slurry concentration during grinding. However, the grinding speed is high. Furthermore, as shown in Figure 6, for a given ball diameter, there is an optimal particle size that maximizes the crushing speed, and as the particle size becomes smaller than the optimal particle size, the crushing speed decreases. , and the grinding speed decreases as the particle size becomes larger. This optimum particle size also increases as the ball diameter increases, as shown by the broken line in the figure (LG
Austin, K. Shoji and PTLuckie. “Effect of
Ball Size on Mill Performance,”Powder
Technoloqy, 14 (1976) 71–79). From this, small balls are used to crush coal particles with small particle diameters.
It was found that a large ball is suitable for grinding coal particles with a large particle size. Furthermore, as mentioned above, the particle size of the coal particles in the ball mill becomes finer from the mill inlet 2C side to the mill outlet 2B side. Exit 2B
It was found that pulverization efficiency was improved by placing small diameter balls on the side. In addition, in the conventional method, the balls are distributed in a substantially completely mixed state in a ball mill having only one chamber. This causes poor pulverization efficiency and increased power consumption. In addition, in the conventional method, a large amount of dispersant was required at the mill entrance where the coal was not yet pulverized.
Since the entire amount of the dispersant was added in step C, the dispersant adsorbed to the ash in the hydrophilic coal before the new surface, which was hydrophobic in nature, created by the coal grinding, was wetted with water. It is thought that the required addition amount becomes large in order to lower the slurry viscosity. Based on the above-mentioned study results, and in order to achieve the above-mentioned object of the present invention, the present invention provides a ball mill consisting of two or more consecutive chambers in coal-water continuous wet ball milling, each chamber having one group. The diameters of the large number of balls gradually change from large to small starting from the first chamber on the mill inlet side, and adjacent chambers are separated by a porous intermediate partition plate with a hole diameter slightly smaller than the predetermined diameter of the smallest ball on the upstream side. Coal, water and a portion of the total amount of dispersant are supplied to the first chamber of the ball mill,
It is characterized in that the remaining amount of the dispersant is supplied to at least one chamber after the second chamber for pulverization. In the present invention, in order to obtain a highly concentrated coal-water slurry by pulverizing the coal so as to distribute the particle size of the coal over a wide range and increase the packing density, the ball diameter is gradually changed from large to small. Ball milling is carried out continuously, and the addition of the dispersant is carried out over time in two or more divided times: the first time and one or more times thereafter. In this case, the ball wears out at each stage and its particle size becomes smaller, but in order to maintain the initial ball diameter at each stage,
Balls smaller than the predetermined diameter of the smallest ball in each of the above stages are transferred to the next stage through the holes in the partition plate. In addition, especially poor grinding speed (low HGI)
In the case of coal, by adding limestone and grinding it, a highly concentrated and low viscosity coal-water slurry can be obtained. Hereinafter, the present invention will be explained in detail using the drawings. FIG. 7 is a system diagram of a coal-water slurry manufacturing apparatus showing an embodiment of the present invention. In the figure, numbers 1~
7 is the same as in the case of FIG. In the figure, a cylindrical body 2 of a ball mill 1 is connected to a first chamber 2 by a partition plate 8 using a screen or grate.
A feeder 4 for supplying raw coal is located at the mill entrance 2C on the side of the first chamber 2E.
The water supply pipe 9 and the first dispersant liquid supply pipe 10 are inserted into the first chamber 2E through the mill inlet 2C. The first chamber 2E of the ball mill 1 is filled with a group of balls 3 having a diameter within a predetermined range (for example, approximately 64 to 41 mm), and the second chamber 2F is filled with balls 3 having a diameter within a predetermined range smaller than the balls in the first chamber 2E. A group of balls 3 with a diameter of (for example 40-12 mm) are filled. The diameters of the numerous holes in the middle partition plate 8 are slightly smaller (for example, 40 mm) than the minimum diameter of the ball diameter range determined for the first chamber 2E (41 mm in the above example). . Further, the grate 2D of the mill outlet 2B is provided with holes having a diameter slightly smaller (for example, 11 mm) than the minimum particle diameter similarly determined for the second chamber 2F. Also, the second room 2F
A second dispersant liquid supply pipe 11 is introduced through the mill outlet 2B. Below the mill exit 2B,
A regulating tank 6 is installed, and a pump 7 transports the product slurry to the next process. In the apparatus having the above configuration, coarsely crushed coal A
(for example, particle size of about 5 to 10 mm or less) is supplied in a fixed amount to the first chamber 2E of the ball mill 1 by the feeder 4 for supplying raw coal. Next, the coal concentration (dry coal standard) is adjusted to a predetermined high concentration (for example, about 75 to 85%), and the amount of dispersant C added is a part of the predetermined total weight part to 100 parts by weight of coal A (dry coal standard). (e.g. 0.3 parts by weight or less)
Water B and dispersant C are supplied to the first chamber 2E from the water supply pipe 9 and the first dispersant supply pipe 10, respectively. Dispersant C may be in liquid or powder form, and may even be diluted with water to facilitate measurement of the amount to be added. In the first chamber 2E of the ball mill 1, the slurry D
The high coal concentration and the use of large-diameter balls 3 produce a wide particle size distribution including small particle sizes (see FIG. 5). Furthermore, since the large-diameter balls 3 are used, coarse particles including larger coal particles (for example, 5 to 10 mm) can be more efficiently pulverized than in the conventional method. Moreover, the new surface created by the crushing is wetted with water before reaching the second chamber 2F. The coal particles thus crushed by the large-diameter balls in the first chamber 2E move through the holes in the partition plate 8 to the next second chamber 2F. In the second chamber 2F, the remaining amount (for example, 0.3 parts by weight or less) of the dispersant obtained by subtracting the amount added in the first chamber 2E from the total weight part of the dispersant per 100 parts by weight of the coal is supplied from the second dispersion supply pipe 11. It is added and acts efficiently on wet coal particles, reducing the viscosity of the slurry. The coal particles in the second chamber 2F, which have a smaller particle size,
It is efficiently crushed by the small diameter balls 3. As described above, during long-term operation of the ball mill 1, the diameter of the balls 3 decreases due to wear. In the present invention, the balls 3 that have been worn in the first chamber 2E and have become smaller than the hole diameter of the intermediate partition plate 8 naturally move through the holes to the second chamber 2F, and are worn out in the second chamber 2F and become smaller. The balls 3 are naturally discharged from the mill 1 through the mill exit grate 2D. Therefore, in order to compensate for this amount of wear loss, if balls 3 with the largest diameter are introduced from the mill entrance 2C of the first chamber 2E, the diameters of the balls 3 in each chamber will form a distribution according to the above formula (1),
control automatically. This stabilizes the expression of the crushing effect in the present invention. According to the above embodiment, the particle size of the coal particles A1 at the mill outlet 2B is 70 to 85% when 200 meshes are passed through.
Viscosity is less than 2000cp, coal concentration is approximately 70 on dry coal basis
~80% higher concentration coal-water slurries can be produced with about 50% less dispersant and about 5-10% less mill power costs than conventional methods. When producing highly concentrated coal-water slurry, the fifth
As shown in Fig. 6, the particle size distribution of coal with poor crushability (low HGI) is determined by the slope γ of the particle size distribution after single crushing, even when crushed at a high concentration, and therefore the distribution coefficient n. If the value is large (that is, the width of the particle size distribution is narrow), it may be difficult to increase the concentration of the slurry. In the conventional method, if coal with an HGI of 50 or less is used, it is not possible to produce a slurry with a solids concentration of 700% or more and a viscosity of 2000 cp or less. FIG. 8 is a system diagram of a coal-water slurry production apparatus suitable for producing a high-concentration, low-viscosity coal-water slurry from the above-mentioned coal with poor grindability. This apparatus is the same as the apparatus shown in FIG. 7 except that it is provided with a limestone feeder 12 for supplying limestone E to the first chamber 2E of the ball mill 1. In the figure, coal A, water B,
The dispersant C is supplied to the first chamber 2E in the same manner as in the case of FIG. ) is supplied to the mill inlet 2C, for example, about 0.1 to 5 parts by weight,
After being mixed with coal and pulverized, a highly concentrated and low viscosity product slurry flows out from the mill outlet 2B. The reason for using limestone is as follows. That is, as shown in FIG. 9, the gradient of the particle size distribution of limestone powder produced by high-concentration wet ball milling is about 0.4 or less, compared to about 0.4 or more for coal.
In addition, limestone has good crushability and is extremely friable compared to coal. Therefore, when coal, which has poor crushability, is wet-pulverized at a high concentration, if a small amount of limestone is added and the mixture is crushed, limestone can be crushed. Fine powder is generated and fills the voids between coal particles, increasing the packing density and making it possible to increase the concentration and lower the viscosity of the slurry. In this case, for example, a slurry with a concentration of 700% and a viscosity of 2000 cp or less can be obtained from coal with an HGI of 50 or less. According to the above example, in addition to the effects of increasing concentration, lowering viscosity, and lowering the power consumption unit, the unique effects of limestone as a particle size distribution regulator, that is, the effects of increasing concentration and lowering viscosity, can be obtained. Furthermore, the limestone in the coal-water slurry has the advantage of acting as a desulfurization agent during direct combustion of the coal slurry. In the above embodiment, limestone is supplied to the first chamber 2E, but limestone may be supplied by connecting the limestone feeder 12 to the second chamber 2F in FIG. 8. Generally, limestone may be supplied to the first chamber or at least one chamber after the second chamber.
Note that limestone may be supplied in the form of limestone-water slurry. In addition, although FIG. 7 and FIG. 8 both show the ball mill 1 consisting of two chambers, the ball mill 1 may consist of three or more chambers, and in this case, the slope gradually decreases from the inlet to the outlet of the ball mill. The coal particles can be crushed with balls having a particle size more suitable for each stage of particle size. In addition, the coal-water slurry flowing out from the outlet of the ball mill is classified using a classifier such as a vibrating sieve, and the slurry consisting of coal particles coarser than a predetermined particle size is returned to the first chamber of the ball mill, and the slurry consisting of coal particles coarser than a predetermined particle size is If the operation is carried out so that slurry is extracted as a product, there will be no waste of coal and product efficiency can be increased. Specific examples of the present invention will be shown below. Example 1 In the apparatus shown in FIG. 7, a cylindrical body 2 with an inner diameter of 650 mm and a length of 1200 mm, with a partition plate 8 provided at a distance of 50 cm from the mill inlet 2C, was used as the mill 1, and HGI50 was produced according to the method of the present invention. of coal is pulverized to a high concentration, the final slurry concentration is 70%, and the amount of passing through 200 meshes.
A highly concentrated coal-water slurry of 70% was produced. On the other hand, a coal-water slurry having the same concentration and particle size was produced by the conventional method using the same apparatus as above except that it did not have the partition plate 8 and the second dispersant supply pipe 12. The production volume per hour, amount of dispersant used, power unit, and product slurry viscosity in the above two cases are
In addition, the particle size distribution (weight distribution under the sieve) of the product slurry is shown in the table and in FIG.

【表】 第1表から分るように、本発明方法によれば、
従来方法に比べ、時間当りのスラリー生産量、す
なわち時間当りの石炭粉砕量は約7%増大し、そ
の結果、動力原単位は約7%低減した。また分散
剤使用量は従来方法の約40%しか使用しなたつた
にもかかわらず、粘度を15%低下させることがで
きた。また第10図から明らかなように、本発明
方法によれば、粒度分布は従来より広くなつてい
ることが分る。 実施例 2 実施例1で使用した石炭以外のHGIを有する
釈々の石炭を原料として、上記と同様に本発明方
法および従来方法とによつて最終濃度70%の石炭
―水スラリーを製造した。石炭のHGIに対する
スラリー粘度および動力原単位の関係について両
方法の結果を比較して第11図に示す。第11図
からの最終濃度70%の石炭―水スラリーを製造す
る場合、本発明方法によれば、従来方法に比べ、
動力原単位は約7%低減し、スラリー粘度は約15
〜20%低下することが分る。なお、第11図に従
来方法の場合スラリー中の石炭粒子の分布係数を
示したように、HGIが低い(50以下の)原料炭
の場合は、高濃度(70%)で粉砕しても分布係数
が大きく、広い粒度分布が得られないことが分
る。 実施例 3 実施例1の製造装置に第8図と同様に石灰石供
給フイーダーが設けられた製造装置を使用し、原
料炭としてHGI45の石炭を用い、第1室に石炭
100重量部に対して石灰石1重量部を添加した以
外は実施例1と同様にして石炭濃度70%のスラリ
ーを製造した。この石炭から従来方法でスラリー
化するときは、前記実施例2の結果から、石炭濃
度70%のスラリーの粘度は約2300cpであつたが、
上記の如く石灰石を使用することにより、スラリ
ー粘度は1900cpになつた。なお、第11図中の
点Pは上記本実施例のスラリーの粘度を示す。 以上、本発明方法によれば、直接燃焼用として
好適な高濃度石炭―水スラリーを極めて効率よ
く、従つて動力原単位を低減させて製造でき、ま
た分散剤の使用量も半分以下に少なくしてしかも
低粘性が得られる。さらに、粉砕性の悪い石炭を
原料とする場合も、石灰石を添加することにより
直接燃焼用として充分に高濃度かつ低粘性のスラ
リーを得ることができる。
[Table] As seen from Table 1, according to the method of the present invention,
Compared to the conventional method, the slurry production amount per hour, that is, the amount of coal pulverized per hour, increased by about 7%, and as a result, the power consumption rate was reduced by about 7%. Furthermore, although the amount of dispersant used was only about 40% of the amount used in the conventional method, the viscosity could be reduced by 15%. Furthermore, as is clear from FIG. 10, according to the method of the present invention, the particle size distribution is wider than that of the conventional method. Example 2 Using various coals having HGI other than the coal used in Example 1 as raw materials, a coal-water slurry with a final concentration of 70% was produced by the method of the present invention and the conventional method in the same manner as described above. Figure 11 shows a comparison of the results of both methods regarding the relationship between slurry viscosity and power unit consumption with respect to HGI of coal. When producing a coal-water slurry with a final concentration of 70% as shown in FIG. 11, according to the method of the present invention, compared to the conventional method,
Power consumption is reduced by approximately 7%, and slurry viscosity is approximately 15%.
It can be seen that it decreases by ~20%. As shown in Figure 11, which shows the distribution coefficient of coal particles in the slurry in the case of the conventional method, in the case of coking coal with a low HGI (less than 50), even if it is pulverized at a high concentration (70%), the distribution coefficient is low. It can be seen that the coefficient is large and a wide particle size distribution cannot be obtained. Example 3 A manufacturing apparatus equipped with a limestone feeder in the same manner as shown in FIG.
A slurry with a coal concentration of 70% was produced in the same manner as in Example 1 except that 1 part by weight of limestone was added to 100 parts by weight. When this coal was made into a slurry using the conventional method, the viscosity of the slurry with a coal concentration of 70% was approximately 2300 cp, as shown in the results of Example 2.
By using limestone as described above, the slurry viscosity was 1900 cp. Note that point P in FIG. 11 indicates the viscosity of the slurry of this example. As described above, according to the method of the present invention, a highly concentrated coal-water slurry suitable for direct combustion can be produced extremely efficiently, with a reduction in power consumption, and the amount of dispersant used can be reduced by more than half. Moreover, low viscosity can be obtained. Furthermore, even when coal, which has poor crushability, is used as a raw material, by adding limestone, it is possible to obtain a slurry with sufficiently high concentration and low viscosity for direct combustion.

【図面の簡単な説明】[Brief explanation of drawings]

第1図は、高濃度石炭―水スラリーの製造工程
とスラリー構造との説明図、第2図は従来の石炭
―水スラリー製造装置の系統図、第3図は、ボー
ルミル内のボールと粒子の挙動を示す説明図、第
4図は、粒度分布に与える粉砕スラリー濃度の影
響を示す説明図、第5図は、単一粒子の破砕によ
つて生ずる粒度分布とその変化状態を示す説明
図、第6図は、単一粒子の砕ける速度と粒子径及
びその影響因子との関係を示す説明図、第7図は
本発明に使用する石炭―水スラリー製造装置の1
実施例を示す装置系統図、第8図は同じく他の実
施例を示す装置系統図、第9図は石炭と石灰石の
粒度分布の比較を示す説明図、第10図は実施例
1で得たスラリー中の石炭粒子の篩下重量分布を
示すグラフ、第11図は、実施例1および2にお
ける原料炭の粉砕性指数(HGI)とスラリー粘
度、粒度分布の分布係数、動力原単位と前記粉砕
性指数の関係を示す説明図である。 1…ボールミル、2…円筒体、2B…ミル出
口、2C…ミル入口、2E…第1室、2F…第2
室、3…ボール、4…原炭供給フイーダー、8…
仲仕切板、9…給水管、10…第1分散剤供給
管、11…第2分散剤供給管、12…石炭石供給
フイーダー、A…石炭、B…水、C…分散剤、D
…石炭―水スラリー、E…石灰石。
Figure 1 is an explanatory diagram of the manufacturing process and slurry structure of highly concentrated coal-water slurry, Figure 2 is a system diagram of a conventional coal-water slurry manufacturing equipment, and Figure 3 is a diagram of the structure of the balls and particles in the ball mill. FIG. 4 is an explanatory diagram showing the influence of the pulverized slurry concentration on the particle size distribution; FIG. 5 is an explanatory diagram showing the particle size distribution caused by crushing a single particle and its state of change; FIG. 6 is an explanatory diagram showing the relationship between the crushing speed of a single particle, the particle diameter, and its influencing factors, and FIG. 7 is an illustration of the coal-water slurry manufacturing apparatus used in the present invention.
Fig. 8 is an equipment system diagram showing another example, Fig. 9 is an explanatory diagram showing a comparison of particle size distribution of coal and limestone, and Fig. 10 is an equipment system diagram showing another example. A graph showing the undersieve weight distribution of coal particles in the slurry, FIG. FIG. 3 is an explanatory diagram showing the relationship between sex indexes. 1... Ball mill, 2... Cylindrical body, 2B... Mill outlet, 2C... Mill inlet, 2E... First chamber, 2F... Second
Chamber, 3...Ball, 4...Raw coal supply feeder, 8...
Partition plate, 9... Water supply pipe, 10... First dispersant supply pipe, 11... Second dispersant supply pipe, 12... Coal stone supply feeder, A... Coal, B... Water, C... Dispersant, D
...coal-water slurry, E...limestone.

Claims (1)

【特許請求の範囲】 1 石炭―水系の連続湿式ボールミル粉砕におい
て、連続する2室以上からなるボールミルであつ
て、各室毎に有する一群の多数のボールの径がミ
ル入口側の第1室から順次大から小へ変化し、か
つ隣接する室間が上流側の最小ボールの所定径よ
りわずかに小さい孔径の多孔仲仕切板で仕切られ
たボールミルの第1室に、石炭と、水および分散
剤の一部を供給し、第2室以降の少なくとも1室
に分散剤の残量を供給して粉砕することを特徴と
する石炭―水スラリーの製造方法。 2 特許請求の範囲第1項において、第1室にさ
らに石灰石または石灰石―水スラリーを供給し、
石炭と混合粉砕することを特徴とする石炭―水ス
ラリーの製造方法。 3 特許請求の範囲第1項において、第2室以降
の少くとも1室にさらに石灰石―水スラリーを供
給し、石炭と混合粉砕することを特徴とする石炭
―水スラリーの製造方法。 4 特許請求の範囲第1項ないし第3項のいずれ
かにおいて、ボールミルから流出する石炭―水ス
ラリーを分級機を用いて分級し、所定粒度より粗
い粒子からなるスラリーをボールミルの第1室に
戻し、所定粒度以下の細かい粒子からなるスラリ
ー製品として取り出すことを特徴とする石炭―水
スラリーの製造方法。
[Scope of Claims] 1. In continuous wet ball milling of coal-water systems, a ball mill consisting of two or more consecutive chambers, in which the diameter of a group of many balls in each chamber is from the first chamber on the mill inlet side. Coal, water, and a dispersant are placed in the first chamber of a ball mill, which is partitioned by a porous intermediate partition plate that changes from large to small in order, and the adjacent chambers have a hole diameter slightly smaller than the predetermined diameter of the smallest ball on the upstream side. A method for producing a coal-water slurry, which comprises supplying a portion of the dispersant, and supplying the remaining amount of the dispersant to at least one chamber after the second chamber for pulverization. 2. In claim 1, further supplying limestone or limestone-water slurry to the first chamber,
A method for producing a coal-water slurry, which comprises mixing and pulverizing coal with coal. 3. The method for producing a coal-water slurry according to claim 1, characterized in that the limestone-water slurry is further supplied to at least one chamber after the second chamber, and mixed and pulverized with the coal. 4. In any one of claims 1 to 3, the coal-water slurry flowing out from the ball mill is classified using a classifier, and the slurry consisting of particles coarser than a predetermined particle size is returned to the first chamber of the ball mill. , a method for producing a coal-water slurry, characterized in that it is extracted as a slurry product consisting of fine particles with a predetermined particle size or less.
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