【発明の詳細な説明】[Detailed description of the invention]
〔発明の利用分野〕
本考案発明は脱灰炭−水スラリの製造方法に係
り、特に灰分含有率が低く、高石炭濃度でも流動
性の良い脱灰炭−水スラリの製造方法に関するも
のである。
〔発明の背景〕
近年、石炭の利用拡大にともない、固体燃料で
ある石炭のハンドリング性を向上し、さらに石炭
中に多く含まれている灰分を除去する技術の開発
が進められている。石炭のハンドリング性を向上
する方法の一つにスラリ化技術があり、石炭スラ
リの中でも石炭と水のスラリが製造コストの点な
どから最も適している。しかし、石炭−水スラリ
の場合、スラリ中の水分はボイラなどの燃焼時に
エネルギー損失となるため極力少なくする必要が
ある。
一方、石炭の脱灰技術としては浮遊選鉱法、重
液選鉱法など、石炭中の炭分と灰分の表面の性質
の違いや、比重の差を利用する方法が主である。
これらの脱灰方法は、石炭粒子を細かく粉砕した
方が炭分と灰分の分離の点で好ましく、高い脱灰
率を得ることができる。
しかし、石炭の粒度を細かくするには多くの粉
砕動力を要すること、また石炭の高濃度スラリ化
において、石炭の粒度を細かくするとスラリ粘度
が高くなり、流体とし取扱える粘度（約1000〜
2000cp）での水分量が多くなり、燃焼時のエネ
ルギー損失となる。
石炭の粒度の粗い状態でも高脱灰率を得る脱灰
方法として、アルカリ溶出法などの化学的脱灰方
法が知られているが、薬剤のコストの点で問題が
ある。そのため、粘度の粗い状態でも高い脱灰率
で、かつ高石炭濃度のスラリを低コストで製造で
きる技術の開発が望まれている。
〔発明の目的〕
本発明の目的は、前述した従来技術の欠点を解
消し、灰分含有率が低く、高石炭濃度の脱灰炭−
水スラリの製造方法を提供するにある。
〔発明の概要〕
この目的を達成するため、本発明は、石炭を湿
式リングローラミルを用いて湿式粉砕し、次に脱
灰処理ならびに脱水処理してのち、再び湿式粉砕
することを特徴とするものである。
〔発明の実施例〕
次に本発明の実施例について、第１図ないし第
８図を用いて説明する。
第１図はこの実施例に係る脱灰炭−水スラリの
製造工程を説明するためのフローチヤートであ
る。同図において、バンカ１内の石炭Ａはフイー
ダ２を経て湿式リングローラミル３の頂部より給
炭管４より投入される。また、水Ｂはタンク１９
より給炭管４を通つて湿式リングローラミル３内
に供給される。この湿式リングローラミル３によ
り湿式粉砕された石炭−水スラリは、スラリポン
プ２２により分配器１７で分配され、一部は湿式
リングローラミル３内に戻される。残りのスラリ
はミル上部に設置した粗粒分離器１８に送られ、
粗粒は分離されそれの自重で湿式リングローラミ
ル３内に循環される。粗粒分離器１８を通過した
スラリはタンク５に一時的に貯蔵され、ポンプ６
により管路７を経て脱灰装置８に供給される、石
炭中の灰分が分離される。
分離された灰分を多く含むスラリは、管路１１
より脱灰装置８外に排出される。一方、脱灰によ
り灰分含有率が低くなつた脱灰炭−水スラリは、
ポンプ２３により脱水装置１０に送られ脱水され
る。所定の水分まで脱水された脱灰炭−水スラリ
は供給管１２を経てミル１３に送られる。この
時、供給管１４よりPH調整剤Ｃならびに界面活
性剤Ｄなどの添加剤がそれぞれのタンク２０，２
１から、また水Ｂがタンク１９により供給管１５
を経てミル１３内に供給され、所定の粒度で所定
の濃度になるまで粉砕され、しかるのちサンプ１
６に貯えられる。
この実施例で用いる湿式リングローラミル３と
して代表的な湿式竪式ボールレースミルの構造を
第２図に示す。
このミルの粉砕部は、粉砕テーブル２５、加圧
装置２６により押圧力が加えられた上部固定輪
（上部リング）２７、駆動装置２８により回転す
る前記粉砕テーブル２５の端に設置された下部転
輪（下部リング）２９、上部リング２７と下部リ
ング２９との間に配置され下部リング２９の回転
とともに転動する複数個の粉砕ボール３０から構
成されている。
前述のように石炭Ａと水Ｂが給炭管４よりミル
本体２４内に供給され、これらは粉砕テーブル２
５の回転によつて生じる遠心力により粉砕ボール
配置部に移動され、粉砕ボール３０と下部リング
２９との間で圧縮粉砕される。粉砕された石炭は
下部リング２５の周端とミル本体２１との空間部
３５を通り、粉砕テーブル２５と一体回転する混
合槽３２を通る間に混合され、スラリ堰３１に流
れ込んだのち排出口３４から石炭−水スラリＥと
して取出される。
石炭中の灰分を浮遊選鉱法などの物理的脱灰法
で除去するためには、炭分粒子と灰分粒子とが単
体分離した状態にあることが必要である。第１図
に示した湿式リングローラミル３において、供給
された石炭Ａは石炭濃度10〜70重量％、好ましく
は30〜60重量％の範囲で粉砕される。
この湿式リングローラミル３ならびに従来の湿
式ボールミル（衝撃型粉砕機）を用いて、湿式石
炭を粉砕した際の灰分賦存状態を第３図に示す。
この粉砕試験には灰分含有率16.0％の石炭を用
い、200メツシユ通過量が60％になるまで粉砕し
た。この第３図において、斜線印の棒グラフは湿
式リングローラミルを用いて粉砕したもの、点々
印の棒グラフは従来の湿式ボールミルを用いて粉
砕したものを示している。
この図から明らかなように、湿式リングローラ
ミルで粉砕した場合は、従来の湿式ボールミルの
場合に比較して、200メツシユ通過量60％という
粗い粒度でも微細な粒径範囲に灰分が偏在してい
ることが分かる。これは湿式リングローラミルの
粉砕機構が摩擦型であるため、第４図に示すよう
に石炭粒子の結晶構造の異なるところで灰分が単
体分離され、灰分のみ選択的に粉砕されるためだ
と考えられる。
第４図は石炭の粉砕状態を説明するための説明
図で、同図のａは湿式リングローラミルを用いて
粉砕する場合、同図ｂは湿式ボールミルを用いて
粉砕する場合をそれぞれ示している。これらの図
において図面に向つて左側が粉砕前、右側が粉砕
後の状態を示したもので、白い部分が炭分、黒い
部分が灰分である。この図からも明らかなよう
に、粉砕が衝撃型であるボールミルを用いたもの
に比較して摩擦型の粉砕ができるリングローラミ
ルの方が、灰分の単体分離が多い。
湿式リングローラミルを用いて、灰分含有率が
16.0％の石炭を200メツシユ通過量が60％になる
まで粉砕し、それの脱灰前と脱灰後の粒度分布を
第５図に示す。図中において丸印の曲線は脱灰前
の分布曲線、三角印の曲線は脱灰後の分布曲線で
ある。
この図において脱灰後に20μm以下の微細粒子
が減少しているのは、脱灰により微細な粒径範囲
に偏在する灰分が除去されたためだと考えられ
る。
高石炭濃度の石炭−水スラリを製造ためには、
石炭粒子の200メツシユ通過量が約70〜80％でか
つ幅広い粒度分布をもたせることが重要とされて
いる。第５図に示した粒度分布を有する脱灰後の
スラリを所定の条件でかきまぜるだけでは、脱灰
後に粉砕を行なわないので、粒度調整が不完全で
あり脱灰炭−水スラリを高濃度で製造することは
できない。
すなわち、灰分含有率が低く石炭濃度の高い脱
灰炭−水スラリを製造するためには、第１図のフ
ローチヤートにおいて、ミル１３で粉砕して微細
粒子を増加させることが必要である。ミル１３と
しては、湿式チユーブミルを用い、石炭濃度が約
50〜80重量％になるように粉砕することが望まし
いが、湿式リングローラミルを用いれば、より低
コストで高濃度の脱灰炭−水スラリが製造でき
る。
以下、具体的な実施例について説明する。
実施例 １
予め７メツシユ以下に粗粉砕したＡ炭（灰分含
有率が16.0％、HGIが61）を湿式リングローラミ
ルに供給し、石炭濃度40重量％、200メツシユ通
過量60％まで粉砕した。これの粒度分布曲線を第
６図の丸印の曲線で示す。同図の三角印の曲線
は、湿式ボールミルを用いて同じ条件で粉砕した
場合の粒度分布曲線である。この両曲線の比較か
ら明らかなように、本発明に係る湿式リングロー
ラミルを使用すれば、同じように200メツシユ通
過量60％のものでも、10μm以下の微細粒子が30
％程度増加しており、幅広い粒度分布が得られる
ことが分かる。これは前記のように、湿式リング
ローラミルの粉砕機構が摩擦型であるため、微粒
子が生成しやすいことと、結晶構造の異なるとこ
ろで灰分が単体分離され、炭分のみが選択的に粉
砕されるためであると考えられる。
前記のようにして湿式リングローラミルで粉砕
した石炭スラリを起泡剤、捕集剤、PH調整剤お
よび水とともに脱灰装置に供給して脱灰を行な
い、その脱灰率と炭分回収率との関係を第７図に
示す。この図において丸印の曲線がこの実施例の
もので、三角印の曲線が従来法のものである。
この図から明らかなように、従来法では炭分回
収率95％のときに脱灰率が50.3％であつたもが、
本発明法により脱灰率が69.2％まで増加した。脱
灰した石炭−水スラリを水分が25％以下になるま
で脱水した後、２室分離型湿式チユーブミルによ
り石炭濃度75.0重量％で高濃度粉砕した。このよ
うにして得た高濃度の脱灰炭−水スラリの性状を
従来のものと比較して第８図に示す。
この図は石炭濃度とスラリ粘度との関係を示す
図で、同図において丸印の曲線は本発明の実施例
によつて得られたもの、三角印の曲線は従来のも
のの特性曲線である。この図から明らかなよう
に、本発明の方法によりスラリ粘度1000cpでの
石炭濃度が約３重量％増加した。
実施例 ２
Ｂ炭（灰分含有率が14.5％、HGIが37）につい
て前記実施例１と同様にして、スラリ粘度
1000cpの脱灰炭−水スラリを製造した。このＢ
炭はHGIが37と容易に粉砕されない石炭であり、
従来法ではスラリ中の含有率が10.3％、石炭濃度
が61.3重量％であつたものが、本発明の方法によ
り灰分含有率が5.7％、石炭濃度が70.3重量％と
なつた。
実施例 ３
Ｃ炭（灰分含有率が19.2％、HGIが48）につい
て実施例１と同様にして、スラリ粘度1000cpの
脱灰炭−水スラリを製造したところ、従来法では
灰分含有率9.4％、石炭濃度63.5重量％であつた
のに対し、本発明法では灰分含有率6.3％、石炭
濃度71.5重量％であつた。
実施例 ４
第１図におけるミル１３として湿式リングロー
ラミルを用いる以外は実施例１と同様の方法で脱
灰炭−水スラリを製造した。このスラリと従来法
によつて得られたスラリの粉砕時の石炭濃度
（）、石炭に対する界面活性剤量（）、石炭に
対するPH調整剤量（）、スラリ粘度1000cp時
の石炭濃度（）、スラリの安定性（）ならび
に粉砕動力原単位（）を次の表に示す。
[Field of Application of the Invention] The present invention relates to a method for producing a deashed coal-water slurry, and particularly relates to a method for producing a deashed coal-water slurry that has a low ash content and good fluidity even at high coal concentrations. . [Background of the Invention] In recent years, with the expansion of the use of coal, progress has been made in the development of technologies to improve the handling of coal, which is a solid fuel, and to remove the ash contained in large amounts in coal. One of the methods for improving the handling properties of coal is slurrying technology, and among coal slurries, a slurry of coal and water is the most suitable from the viewpoint of manufacturing cost. However, in the case of a coal-water slurry, water in the slurry must be kept as low as possible since it results in energy loss during combustion in a boiler or the like. On the other hand, the main methods of deashing coal include methods such as flotation and heavy liquid beneficiation, which take advantage of the differences in the surface properties of coal and ash in coal, as well as the differences in specific gravity.
In these deashing methods, finely pulverizing coal particles is preferable in terms of separation of coal and ash, and a high deashing rate can be obtained. However, reducing the particle size of coal requires a lot of pulverizing power, and when making coal into a highly concentrated slurry, reducing the particle size of coal increases the viscosity of the slurry, which can be handled as a fluid (approximately 1000~
2000cp), the water content increases, resulting in energy loss during combustion. Chemical deashing methods such as alkali elution are known as deashing methods that achieve a high deashing rate even when the grain size of coal is coarse, but there is a problem in terms of the cost of chemicals. Therefore, it is desired to develop a technology that can produce slurry with a high deashing rate even in a coarse viscosity state and a high coal concentration at a low cost. [Object of the Invention] The object of the present invention is to eliminate the drawbacks of the prior art described above, and to produce deashed coal with a low ash content and a high coal concentration.
The present invention provides a method for producing a water slurry. [Summary of the Invention] In order to achieve this object, the present invention is characterized in that coal is wet-pulverized using a wet ring roller mill, then deashed and dehydrated, and then wet-pulverized again. It is. [Embodiments of the Invention] Next, embodiments of the present invention will be described with reference to FIGS. 1 to 8. FIG. 1 is a flowchart for explaining the manufacturing process of a deashed coal-water slurry according to this example. In the figure, coal A in a bunker 1 passes through a feeder 2 and is fed from the top of a wet ring roller mill 3 through a coal feed pipe 4. Also, water B is in tank 19
The coal is supplied into the wet ring roller mill 3 through the coal feed pipe 4. The coal-water slurry wet-pulverized by the wet ring roller mill 3 is distributed by the distributor 17 by the slurry pump 22, and a portion is returned into the wet ring roller mill 3. The remaining slurry is sent to the coarse separator 18 installed at the top of the mill.
The coarse particles are separated and circulated under their own weight into the wet ring roller mill 3. The slurry that has passed through the coarse separator 18 is temporarily stored in a tank 5 and pumped through a pump 6.
The ash in the coal, which is supplied to the deashing device 8 via the pipe 7, is separated. The separated slurry containing a large amount of ash is transferred to pipe 11.
It is discharged outside the deashing device 8. On the other hand, deashed coal-water slurry whose ash content has been reduced by deashing is
The water is sent to the dehydrator 10 by the pump 23 and dehydrated. The deashed coal-water slurry that has been dehydrated to a predetermined moisture content is sent to the mill 13 via the supply pipe 12. At this time, additives such as PH adjuster C and surfactant D are supplied from the supply pipe 14 to the respective tanks 20 and 2.
1, water B is also supplied to the supply pipe 15 by the tank 19.
It is fed into the mill 13 through the sump 13, where it is pulverized to a predetermined particle size and a predetermined concentration.
It can be stored in 6. FIG. 2 shows the structure of a typical wet type vertical ball lace mill as the wet type ring roller mill 3 used in this embodiment. The grinding section of this mill consists of a grinding table 25, an upper fixed ring (upper ring) 27 to which a pressing force is applied by a pressure device 26, and a lower rolling wheel installed at the end of the grinding table 25, which is rotated by a drive device 28. (Lower ring) 29 and a plurality of grinding balls 30 that are arranged between the upper ring 27 and the lower ring 29 and roll with the rotation of the lower ring 29. As mentioned above, coal A and water B are supplied into the mill main body 24 from the coal feed pipe 4, and these are
The centrifugal force generated by the rotation of the grinding ball 30 causes the powder to be moved to the grinding ball arrangement portion, and is compressed and ground between the grinding ball 30 and the lower ring 29. The crushed coal passes through the space 35 between the peripheral end of the lower ring 25 and the mill body 21, is mixed while passing through the mixing tank 32 that rotates together with the crushing table 25, flows into the slurry weir 31, and then flows into the discharge port 34. Coal-water slurry E is extracted from the coal-water slurry E. In order to remove ash from coal by a physical deashing method such as flotation, it is necessary that coal particles and ash particles are separated. In the wet ring roller mill 3 shown in FIG. 1, the supplied coal A is pulverized to a coal concentration of 10 to 70% by weight, preferably 30 to 60% by weight. FIG. 3 shows the ash content when wet coal is pulverized using this wet ring roller mill 3 and a conventional wet ball mill (impact type pulverizer).
Coal with an ash content of 16.0% was used in this crushing test, and was crushed until the amount passing through 200 meshes was 60%. In FIG. 3, the bar graph marked with diagonal lines indicates the material pulverized using a wet ring roller mill, and the bar graph marked with dots indicates the material pulverized using a conventional wet ball mill. As is clear from this figure, when grinding with a wet ring roller mill, the ash content is unevenly distributed in the fine particle size range even with a coarse particle size of 60% passing through a 200 mesh compared to the case of a conventional wet ball mill. I understand that. This is thought to be because the grinding mechanism of the wet ring roller mill is a friction type, and as shown in Figure 4, the ash is separated at different points in the crystal structure of the coal particles, and only the ash is selectively ground. FIG. 4 is an explanatory diagram for explaining the state of pulverization of coal, where a shows the case where the coal is pulverized using a wet ring roller mill, and FIG. 4 b shows the case where the coal is pulverized using a wet ball mill. In these figures, the left side shows the state before pulverization, and the right side shows the state after pulverization, with the white part showing the charcoal content and the black part showing the ash content. As is clear from this figure, the ring roller mill, which performs friction-type pulverization, separates more ash into single particles than the one using a ball mill, which uses impact-type pulverization. Using a wet ring roller mill, the ash content is
16.0% coal was crushed until the amount passing through 200 meshes was 60%, and the particle size distribution before and after deashing is shown in Figure 5. In the figure, the circle-marked curve is the distribution curve before demineralization, and the triangle-marked curve is the distribution curve after demineralization. The reason why the number of fine particles of 20 μm or less decreases after deashing in this figure is thought to be because deashing removes ash that is unevenly distributed in the fine particle size range. In order to produce a coal-water slurry with a high coal concentration,
It is considered important that the amount of coal particles passing through 200 meshes is about 70 to 80% and that the particle size distribution is wide. Simply stirring the deashed slurry having the particle size distribution shown in Figure 5 under predetermined conditions will not perform pulverization after deashing, resulting in incomplete particle size adjustment and the deashed charcoal-water slurry will not be processed at a high concentration. cannot be manufactured. That is, in order to produce a deashed coal-water slurry with a low ash content and a high coal concentration, it is necessary to increase the number of fine particles by pulverizing in the mill 13 in the flowchart of FIG. As mill 13, a wet tube mill is used, and the coal concentration is approximately
It is desirable to grind the powder to 50 to 80% by weight, but if a wet ring roller mill is used, a highly concentrated demineralized coal-water slurry can be produced at a lower cost. Hereinafter, specific examples will be described. Example 1 Coal A (ash content: 16.0%, HGI: 61), which had been coarsely ground to 7 meshes or less, was supplied to a wet ring roller mill and pulverized to a coal concentration of 40% by weight and an amount passing through 200 meshes of 60%. The particle size distribution curve of this is shown by the curve marked with circles in FIG. The triangular curve in the same figure is a particle size distribution curve obtained when milling was performed under the same conditions using a wet ball mill. As is clear from the comparison of these two curves, if the wet ring roller mill according to the present invention is used, even if the throughput of 200 meshes is 60%, fine particles of 10 μm or less will be reduced to 30%.
It can be seen that a wide particle size distribution can be obtained. This is because, as mentioned above, the grinding mechanism of wet ring roller mills is a friction type, which tends to generate fine particles, and also because the ash is separated in areas with different crystal structures, and only the coal is selectively ground. It is thought that. The coal slurry pulverized in the wet ring roller mill as described above is fed to a deashing device together with a foaming agent, a scavenger, a PH adjuster, and water to perform deashing, and the deashing rate and coal recovery rate are evaluated. The relationship is shown in Figure 7. In this figure, the curves marked with circles are those of this embodiment, and the curves marked with triangles are those of the conventional method. As is clear from this figure, with the conventional method, the deashing rate was 50.3% when the coal recovery rate was 95%;
The method of the present invention increased the demineralization rate to 69.2%. The deashed coal-water slurry was dehydrated until the water content was 25% or less, and then pulverized at a high concentration using a two-chamber wet tube mill to give a coal concentration of 75.0% by weight. The properties of the highly concentrated deashed coal-water slurry thus obtained are shown in FIG. 8 in comparison with those of the conventional slurry. This figure shows the relationship between coal concentration and slurry viscosity. In the figure, the curve marked with circles is the characteristic curve obtained by the embodiment of the present invention, and the curve marked with triangles is the characteristic curve of the conventional one. As is clear from this figure, the method of the present invention increased the coal concentration by about 3% by weight at a slurry viscosity of 1000 cp. Example 2 Slurry viscosity was determined in the same manner as in Example 1 for B coal (ash content: 14.5%, HGI: 37).
A 1000 cp decalcified coal-water slurry was produced. This B
Charcoal has an HGI of 37 and is not easily crushed.
In the conventional method, the content in the slurry was 10.3% and the coal concentration was 61.3% by weight, but by the method of the present invention, the ash content was reduced to 5.7% and the coal concentration was 70.3% by weight. Example 3 A deashed coal-water slurry with a slurry viscosity of 1000 cp was produced using C coal (ash content 19.2%, HGI 48) in the same manner as in Example 1. In the conventional method, the ash content was 9.4%, The coal concentration was 63.5% by weight, whereas in the method of the present invention, the ash content was 6.3% and the coal concentration was 71.5% by weight. Example 4 A deashed coal-water slurry was produced in the same manner as in Example 1, except that a wet ring roller mill was used as the mill 13 in FIG. Coal concentration at the time of pulverization of this slurry and slurry obtained by the conventional method (), amount of surfactant to coal (), amount of PH adjuster to coal (), coal concentration when slurry viscosity is 1000 cp (), slurry The stability () and grinding power consumption unit () are shown in the following table.
〔発明の効果〕〔Effect of the invention〕
本発明の前述のような構成になつているから灰
分含有率が特に低く、流動性に優れ、かつ石炭濃
度の高い脱灰炭−水スラリを製造することができ
前記実施例では粉砕ボールを用いた湿式リング
ローラミルについて説明したが、本発明はこれに
限定されるものではなく、粉砕ロールを用いるも
のも本発明に適用することができる。
Since the present invention has the above-described structure, it is possible to produce a deashed coal-water slurry having a particularly low ash content, excellent fluidity, and a high coal concentration. Although a wet ring roller mill has been described, the present invention is not limited thereto, and a mill using a grinding roll can also be applied to the present invention.
【図面の簡単な説明】[Brief explanation of drawings]
第１図は本発明の製造工程を説明するためのフ
ローチヤート、第２図はその製造工程で用いられ
る湿式リングローラミルの一部断面図、第３図、
第５図、第６図、第７図ならびに第８図は各特性
図、第４図は粉砕状態を示す説明図である。
３……湿式リングローラミル、８……脱灰装
置、１０……脱水装置、１３……ミル。
Fig. 1 is a flowchart for explaining the manufacturing process of the present invention, Fig. 2 is a partial sectional view of a wet ring roller mill used in the manufacturing process, Fig. 3,
FIG. 5, FIG. 6, FIG. 7, and FIG. 8 are characteristic diagrams, and FIG. 4 is an explanatory diagram showing the pulverized state. 3... Wet ring roller mill, 8... Deashing device, 10... Dewatering device, 13... Mill.