JPH0260715B2 - - Google Patents

Description

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

〔産業上の利用分野〕 本発明は、石炭などの炭素含有組成物を湿式粉
砕し、得られたスラリーを脱灰処理した後、高濃
度スラリーを製造する方法に関するものである。 〔従来の技術〕 従来、石炭の高濃度スラリーを製造するに際
し、石炭中の灰分除去のために、浮選法による脱
灰処理が提案されている。また石炭を粉砕した
際、粉砕炭中の粗粒石炭を分離するため、粉砕機
出口に分級機を設ける方式が提案されている。 また、特表昭56−501568号公報には、第25頁左
上欄第17行〜右下欄第14行、第６図に示されるよ
うに、石炭を粉砕機１で破砕した後、ボールミル
２で湿式粉砕し、この粉砕炭をスラリータンク３
に導入するとともに、NaOH、水を供給してア
ルカリ性のスラリーとし、高速撹拌機４で高速撹
拌した後、湿式サイクロン５で灰分を除去し、つ
いで、スラリーをフイルタープレス６に導入して
脱灰石炭のフイルターケーキとし、このフイルタ
ーケーキの一部分を第２スラリータンク８に導入
してスラリーとした後、このスラリーの大部分を
ボールミル１９，２０で湿式粉砕し、この湿式粉
砕物、フイルターケーキの大部分、並びに第２ス
ラリータンク８及びボールミル２からの粉砕石炭
をタンク１４に導入し撹拌して、脱灰高濃度石炭
−水スラリーを製造する方法が記載されている
（第25頁左上欄第17行〜右下欄第14行、第６図参
照）。 特開昭59−115392号公報には、第２頁右上欄第
９行〜第３頁左上欄第18行、第２図に示されるよ
うに、クラツシヤー１３にて粗粉砕された石炭を
水とともにボールミル１８に送つて微粉砕してス
ラリーとし、スクリーン３４で粗大粒子を除去し
た後、脱灰塔２３に導入して脱灰処理し、20〜
30wt％の低濃度脱灰スラリーを遠心分離器２５
及びシツクナー２６に並列に導入して濃縮した
後、両者を混合槽２７で混合して65〜80wt％の
高濃度スラリーを製造する方法が記載されてい
る。 特開昭59−193991号公報には、第２頁左下欄第
19行〜第３頁左上欄第17行、第２図に示されるよ
うに、第１図における微粉炭貯槽４２からのスラ
リー１０を分級機１００で、200メツシユより大
きい粒子５０と、200メツシユ以下の小さい粒子
１５０とに分級し、大きい粒子５０を条件槽４に
水、起泡剤、捕収剤とともに導入して20〜30wt
％のスラリーに調整し、小さい粒子１５０を水、
起泡剤、捕収剤とともに他の条件槽１０４に導入
して20〜30wt％のスラリーに調整した後、再ス
ラリーを浮選機１に導入して灰分の小ない石炭
（精炭）１１と灰分の多い石炭１２とに分別し、
灰分の少ない石炭１１を脱水機２で脱水した後、
スラリー調整槽３で界面活性剤の水溶液２６を加
えて脱灰高濃度スラリー１５を製造する方法が記
載されている。 特開昭59−193392号公報には、第２頁右下欄第
１行〜第３頁右上欄第10行、第２図に示すよう
に、第１図における微粉体貯槽４２からのスラリ
ー４１を分級機１００で、200メツシユより大き
い粒子５０と、200メツシユ以下の小さい粒子１
５０とに分級し、大きい粒子５０を条件槽４に
水、起泡剤、捕収剤とともに導入して20〜30wt
％のスラリーを調整した後、浮選機１に導入して
精炭とテールとに分別し、精炭を脱水機２により
脱水し、一方、小さい粒子１５０を他の条件槽１
０４に水、起泡剤、捕収剤とともに導入してスラ
リー調整した後、他の浮選機１０１に導入して精
炭とテールとに分別し、精炭を他の脱水機１０２
により脱水し、前記の脱水炭とともにスラリー調
整槽３で界面活性剤の水溶液２６を加えて脱灰高
濃度スラリー１５を製造する方法が記載されてい
る。 この特開昭59−193992号公報記載の方法は、特
開昭59−193991号公報記載の方法における、条件
槽によるスラリー調整工程、浮選工程、脱水工程
を２系列並列に設けたものである。 〔発明が解決しようとする課題〕 石炭中の灰分の除去は、きわめて困難な技術で
あり、浮選法による脱灰においても脱灰効率の低
いものであつた。石炭中に灰分が含まれている
と、高濃度スラリーを製造する場合、灰中の溶解
成分が溶出し、高濃度スラリーの製造性を妨害す
るとともに、発熱量の低下、燃焼灰の生成など高
濃度スラリーの品質を低めるため、石炭中の灰分
を除去することが望まれていた。また、上記の粉
砕機出口に分級機を設ける方式では、50重量％前
後の高濃度で分級するので分級が困難であり、そ
の上、分級機を必要とする分だけコスト高になる
などの問題点があつた。 また、前記の各公報には、本発明の特徴である
「スラリーを浮選脱灰・分級機に導入して、微粒
脱灰石炭スラリー、粗粒脱灰石炭スラリーおよび
灰分に低濃度、低コストで分離・分級し、微粒脱
灰石炭スラリーのみを濃縮工程へ送る」という技
術的思想は何も記載されていない。 本発明者らは、石炭の高濃度スラリーの品質を
高めるべく、高濃度スラリーの製造方法について
鋭意研究を重ねた結果、石炭の脱灰に際し、５〜
30重量％に調整されたスラリーと、起泡剤または
起泡剤と捕収剤とを脱灰・分級機に導入し、同時
に空気を混入させて微粒脱灰石炭スラリー、粗粒
脱灰石炭スラリーおよび灰分に分離・分級するこ
とにより、脱灰率、石炭回収率および分級性能を
向上させ、灰分中のイグニシヨンロス成分を低下
させることを知見した。 すなわち、本発明者らは、浮選法によつて石炭
を脱灰する場合、スラリー中に撹拌羽根によつて
巻きこまれた微小な気泡に石炭粒子が付着して、
フロスとして液面上に分離される時、粒径の大き
な粗粒石炭は、気泡に付着せずに沈降し、灰分に
混入してテールとして排出されることに着目し、
テール中に粗粒石炭が混入しないように分級用網
を通過させるなどの手段を講じ粗粒脱灰石炭とし
て取り出すことによつて、より温和な状態で浮選
でき、脱灰率が向上し、分離した粗粒脱灰石炭を
粉砕機に循環する場合は、石炭分の回収率も向上
させることができ、さらに、脱灰操作を低濃度で
実施することにより分級性能が向上し、灰分中の
イグニシヨンロス分が低下することを知見した。
なお従来は、石炭回収率を高めるため、気泡量を
多くし上昇流を激しくしていたため、石炭から分
離した灰分粒子の巻きこみが多く、脱灰率を低め
ていた。 本発明は、上記の知見に基づいてなされたもの
で、スラリーを浮選脱灰・分級機に導入して、微
粒脱灰石炭スラリー、粗粒脱灰石炭スラリーおよ
び灰分に低濃度、低コストで分離・分級し、微粒
脱灰石炭スラリーのみを濃縮工程へ送ることによ
り、48メツシユ以上が１重量％以下、スラリー濃
度60重量％以上の脱灰高濃度スラリーを製造する
ことができる方法を提供することを目的とするも
のである。 〔課題を解決するための手段および作用〕 上記の目的を達成するために、本願の第１の発
明は、第１図を参照して説明すれば、原料石炭を
水とともに湿式粉砕機１に供給して60重量％以下
の低濃度で粉砕し、得られたスラリーを５〜30重
量％の濃度にスラリー調整した後、起泡剤または
起泡剤と捕収剤とともに浮選脱灰・分級機３に導
入すると同時に、空気またはガスを混入させて微
粒脱灰石炭スラリー、粗粒脱灰石炭スラリーおよ
び灰分に分離・分級し、微粒脱灰石炭スラリーを
濃縮機６に導入して脱水した後、得られた濃縮微
粒石炭を水または水と添加剤とともに混合器７に
導入し、48メツシユ以上１重量％以下、スラリー
濃度60重量％以上となるように混合することを特
徴としている。 また、本願の第２の発明は、原料石炭を水とと
もに湿式粉砕機１に供給して60重量％以下の低濃
度で粉砕し、得られたスラリーを５〜30重量％の
濃度にスラリー調整した後、起泡剤または起泡剤
と捕収剤とともに浮選脱灰・分級機３に導入する
と同時に、空気またはガスを混入させて微粒脱灰
石炭スラリー、粗粒脱灰石炭スラリーおよび灰分
に分離・分級し、微粒脱灰石炭スラリーを濃縮機
６に導入して脱水した後、得られた濃縮微粒石炭
を水または水と添加剤とともに混合器７に導入
し、48メツシユ以上１重量％以下、スラリー濃度
60重量％以上となるように混合し、一方、前記粗
粒脱灰石炭スラリーを湿式粉砕機１入口に循環す
ることを特徴としている。 これらの方法において、浮選脱灰・分級機３内
の中間部に分級用の網５を設け、中間部から粗粒
脱灰石炭スラリーを取り出すように構成するのが
望ましい。 脱灰の高濃度化への効果としては、スラリーの
PHが酸性から中性になり添加剤の効果を最大限に
発揮できるようになること、スラリーのセンター
電位が低下し石炭粒子間の反撥力が増加すること
が挙げられる。これらは全て、スラリー中の石炭
粒子の分散を促進し低粘度化できる。 第２図に脱灰効果について脱灰前後（原炭の灰
分30重量％、脱灰炭の灰分12重量％）のスラリー
濃度とスラリー粘度の関係を示す。第２図より明
らかなように、灰分30重量％の原炭スラリーと、
灰分12重量％の脱灰石炭スラリーを比較すると、
粘度10ポイズにおけるスラリー濃度を1.5％向上
させることができる。 以下、本発明を第１図に基づいて詳細に説明す
る。原料石炭と水を湿式ロツドミル、湿式ボール
ミルなどの湿式粉砕機１に供給し、石炭を粉砕す
ると同時にスラリー化する。この時、スラリー濃
度は60重量％以下の低濃度で粉砕する。得られた
スラリーは調整槽２に導入し、水を加えてスラリ
ー濃度５〜50重量％、好ましくは10〜30重量％に
調整する。ついで、調整したスラリーに起泡剤、
または起泡剤と捕収剤とを添加し、浮選機などの
脱灰・分級機３に導入し、撹拌羽根４などにより
微小な気泡を発生させ、石炭分を選択的に気泡に
付着させて浮上分離し、フロスとして微粒脱灰石
炭を得る。気泡に付着しきれなかつた粗粒石炭
は、灰分とともに脱灰・分級機３の下部に降下す
るが、脱灰・分級機３内の下部に設けた網５によ
り灰分と分離し、粗粒脱灰石炭として分級・分離
される。分離した粗粒脱灰石炭は、湿式粉砕機１
の入口に循環し、灰分はテールとして脱灰・分級
機３下部より除去される。前記網５の網目は10〜
200メツシユ、好ましくは16〜100メツシユとす
る。脱灰・分級機３のフロスは、ベルトフイルタ
ー、フイルタープレスなどの濃縮機６により、水
分40重量％以下、好ましくは水分30〜15重量％に
濃縮する。濃縮脱水された脱灰石炭は、撹拌槽、
ニーダーなどの混合器７に導入され、同時に水、
または水と添加剤（分散剤）とを導入し混合撹拌
し、48メツシユ以上１重量％以下、200メツシユ
以下、30〜90重量％、スラリー濃度60重量％以上
の脱灰石炭の高濃度スラリーを製造する。濃縮機
６からの水は調整槽２に供給され、スラリー調整
用の水として再使用される。 なお濃縮機６に離水剤を添加する場合があり、
また捕収剤を調整槽２にも添加する場合がある。 捕収剤は対石炭当り0.01〜1.0重量％、好まし
くは0.05〜0.5重量％、起泡剤は対石炭当り0.005
〜0.5重量％、好ましくは0.01〜0.1重量％、添加
剤（分散剤）は対石炭当り0.01〜３重量％、好ま
しくは0.1〜1.0重量％添加する。 本発明において用いられる添加剤としては、ア
ニオン系、カチオン系、ノニオン系の界面活性剤
などを単独でまたは組み合わせて用いられ、炭種
によつて適宜選択される。具体的には、アニオン
系界面活性剤としては、脂肪油硫酸エステル塩、
高級アルコール硫酸エステル塩、非イオンエーテ
ル硫酸エステル塩、オレフイン硫酸エステル塩、
アルキルアリルスルホン酸塩、二塩基酸エステル
スルホン酸塩、ジアルキルスルホコハク酸塩、ア
シルザルコシネート、アルキルベンゼンスルホン
酸塩、アルキル硫酸エステル塩、ポリオキシエチ
レンアルキル（アルキルフエノール）硫酸エステ
ル塩、アルキルリン酸エステル塩、ジアルキルス
ルホコハク酸エステル塩、アクリル酸もしくは／
および無水マレイン酸共重合体、多環式芳香族ス
ルホン化物もしくはホルマリン化合物などが使用
され、カチオン系界面活性剤としては、アルキル
アミン塩、第４級アミン塩などが使用され、ノニ
オン系界面活性剤としては、ポリオキシアルキル
エーテル、ポリオキシエチレンアルキルフエノー
ルエーテル、オキシエチレン・オキシプロピレン
ブロツクポリマー、ポリオキシエチレンアルキル
アミン、ソルビタン脂肪酸エステル、ポリオキシ
エチレンソルビタン脂肪酸エステル、アルキルト
リメチルアンモニウムクロライド、アルキルジメ
チルベンジルアンモニウムクロライド、アルキル
ピリジニウム塩、ポリオキシエチレン脂肪酸エス
テル、脂肪族アルコールポリオキシエチレンエー
テル、アルキルフエノールポリオキシエチレンエ
ーテル、多価アルコール脂肪酸エステル、脂肪酸
のエタノールアマイドなどが用いられ、両性系界
面活性剤としては、アルキルベタインなどが使用
され、また１，２，３モノアミン、ジアミンなど
のアミン化合物、高級アルキルアミノ酸などが用
いられる。 また、捕収剤としては、灯油、軽油、Ａ重油、
Ｂ重油、Ｃ重油、ザンセート、脂肪酸、１級アミ
ンなどが用いられ、起泡剤としては、パインオイ
ル、クレゾール類、C₅〜C₈のアルコール、その
他界面活性剤などが用いられる。 〔実施例〕 つぎに本発明の実施例について説明する。 実施例 １ 第１表の性状の供試炭を、湿式ボールミルで粒
径が48メツシユ以上0.3重量％、200メツシユ以下
80重量％になるように水を供給しながら粉砕し
た。この時、スラリー濃度が50重量％となるよう
に調整した。供試炭の供給速度は12Kg／Ｈであつ
た。得られたスラリーに水40.3Kg／Ｈを供給し、
スラリー濃度15重量％に調整した。得られたスラ
リーを73.3Kg／Ｈで浮選機に供給した。この時、
捕収剤としてＡ重油を10ｇ／Ｈ、起泡剤としてパ
インオイルを5.4ｇ／Ｈ添加した。浮選機のフロ
スとして、スラリー濃度30重量％で灰分６重量％
の脱灰石炭が33.3Kg得られた。また、粗粒脱灰石
炭として、スラリー濃度15重量％で3.5Kg得られ
た。得られた微粒脱灰石炭スラリーを、スラリー
濃度80重量％まで減圧過器によつて濃縮し撹拌
槽に導入した。脱灰石炭を12.5Kg／Ｈで水1.8
Kg／Ｈとともに供給し混合撹拌した。なお、ノニ
オン系分散剤を70ｇ／Ｈで添加した。その結果、
スラリー濃度70重量％、灰分６重量％（乾炭基
準）の高濃度スラリーが14.3Kg得られた。この
時、スラリーの粘度は750cp（20℃）であつた。
なお浮選機の網目は32メツシユであつた。 [Industrial Field of Application] The present invention relates to a method for wet-pulverizing a carbon-containing composition such as coal, deashing the resulting slurry, and then producing a high-concentration slurry. [Prior Art] Conventionally, when producing a highly concentrated slurry of coal, a deashing process using a flotation method has been proposed in order to remove ash from the coal. Furthermore, a method has been proposed in which a classifier is provided at the outlet of the pulverizer in order to separate coarse coal from the pulverized coal when the coal is pulverized. In addition, in Japanese Patent Publication No. 56-501568, as shown in page 25, upper left column, line 17 to lower right column, line 14, and FIG. The pulverized coal is wet-pulverized in slurry tank 3.
At the same time, NaOH and water are supplied to make an alkaline slurry, which is stirred at high speed by a high-speed stirrer 4, and then the ash is removed by a wet cyclone 5.Then, the slurry is introduced into a filter press 6 to make deashed coal. A part of this filter cake is introduced into the second slurry tank 8 to make a slurry, and most of this slurry is wet-pulverized in ball mills 19 and 20, and the wet-pulverized product, most of the filter cake, is , and a method for producing a deashed highly concentrated coal-water slurry by introducing pulverized coal from the second slurry tank 8 and ball mill 2 into the tank 14 and stirring it is described (page 25, upper left column, line 17). ~See bottom right column, line 14, Figure 6). JP-A-59-115392 discloses that, as shown in page 2, upper right column, line 9 to page 3, upper left column, line 18, and as shown in Figure 2, coal coarsely crushed in a crusher 13 is mixed with water. It is sent to a ball mill 18 to be finely pulverized into a slurry, and after coarse particles are removed by a screen 34, it is introduced into a deashing tower 23 for deashing treatment.
30wt% low concentration demineralized slurry is sent to centrifuge 25
A method is described in which, after being introduced into a thickener 26 in parallel and concentrated, both are mixed in a mixing tank 27 to produce a highly concentrated slurry of 65 to 80 wt%. In Japanese Patent Application Laid-open No. 59-193991, page 2, lower left column No.
As shown in line 19 to line 17 in the upper left column of page 3 and FIG. 2, the slurry 10 from the pulverized coal storage tank 42 in FIG. The large particles 50 are introduced into the conditioned tank 4 together with water, foaming agent, and collection agent to produce 20 to 30wt particles.
Adjust the slurry to 150% of the small particles with water,
After introducing the slurry together with a foaming agent and a collecting agent into another condition tank 104 and adjusting it to a slurry of 20 to 30 wt%, the re-slurry is introduced into the flotation machine 1 to produce coal (clean coal) 11 with a low ash content. Separated into 12 coals with high ash content,
After dehydrating the coal 11 with a low ash content in the dehydrator 2,
A method is described in which an aqueous surfactant solution 26 is added in a slurry adjustment tank 3 to produce a deashed high concentration slurry 15. In JP-A-59-193392, as shown in page 2, lower right column, line 1 to page 3, upper right column, line 10, and as shown in FIG. A classifier of 100 separates 50 particles larger than 200 meshes and 1 particle smaller than 200 meshes.
The large particles 50 are introduced into the condition tank 4 together with water, foaming agent, and collection agent to produce 20 to 30wt particles.
% slurry, it is introduced into a flotation machine 1 to be separated into clean coal and tail, and the clean coal is dehydrated by a dehydrator 2, while small particles 150 are transferred to another condition tank 1.
04 with water, a foaming agent, and a collecting agent to adjust the slurry, the slurry is introduced into another flotation machine 101 to separate clean coal and tail, and the clean coal is transferred to another dehydrator 102.
A method is described in which a high concentration deashing slurry 15 is produced by dehydrating the dehydrated charcoal and adding an aqueous solution 26 of a surfactant together with the dehydrated charcoal in the slurry adjustment tank 3. The method described in JP-A-59-193992 is the same as the method described in JP-A-59-193991, in which the slurry adjustment process using a conditioned tank, the flotation process, and the dewatering process are provided in two parallel lines. . [Problems to be Solved by the Invention] Removal of ash from coal is an extremely difficult technique, and even deashing by flotation has low deashing efficiency. If coal contains ash, when producing a highly concentrated slurry, dissolved components in the ash will elute, hindering the production of the highly concentrated slurry, and causing high levels of heat generation such as a decrease in calorific value and the formation of combustion ash. It was desired to remove the ash content in the coal to reduce the quality of the concentrated slurry. In addition, with the above-mentioned method of installing a classifier at the outlet of the crusher, it is difficult to classify because it classifies at a high concentration of around 50% by weight, and in addition, the cost increases due to the need for a classifier. The dot was hot. In addition, each of the above-mentioned publications also describes the characteristics of the present invention, ``Introducing the slurry into a flotation deashing/classifier to produce fine deashed coal slurry, coarse deashed coal slurry, and ash content at low concentration and at low cost. There is no mention of the technical idea that only the fine deashed coal slurry is sent to the concentration process. In order to improve the quality of high-concentration slurry of coal, the present inventors have conducted extensive research on the production method of high-concentration slurry, and as a result, the inventors have found that when deashing coal,
The slurry adjusted to 30% by weight and a foaming agent or a foaming agent and a collecting agent are introduced into a deashing/classifying machine, and air is mixed at the same time to produce fine deashed coal slurry and coarse deashed coal slurry. It was discovered that by separating and classifying coal into ash and ash, the deashing rate, coal recovery rate, and classification performance can be improved, and the ignition loss component in the ash can be reduced. That is, the present inventors discovered that when coal is deashed by flotation, coal particles adhere to minute bubbles that are drawn into the slurry by stirring blades.
We focused on the fact that when separated on the liquid surface as froth, coarse coal with a large particle size settles without adhering to air bubbles, mixes with the ash, and is discharged as a tail.
By taking measures such as passing through a classification net to prevent coarse coal from getting mixed into the tail and extracting it as coarse deashed coal, flotation can be carried out in a milder condition and the deashing rate can be improved. When the separated coarse deashed coal is circulated to the crusher, the recovery rate of the coal content can also be improved.Furthermore, by performing the deashing operation at a low concentration, the classification performance is improved, and the ash content is It was found that ignition loss was reduced.
Conventionally, in order to increase the coal recovery rate, the amount of bubbles was increased and the upward flow was made more intense, which resulted in a large amount of ash particles separated from the coal being dragged in, which lowered the deashing rate. The present invention was made based on the above knowledge, and the slurry is introduced into a flotation deashing/classifier to produce fine deashed coal slurry, coarse deashed coal slurry and ash at low concentration and at low cost. To provide a method capable of producing a highly concentrated deashed slurry in which the content of 48 mesh or more is 1% by weight or less and the slurry concentration is 60% by weight or more by separating and classifying and sending only the fine deashed coal slurry to a concentration step. The purpose is to [Means and operations for solving the problem] In order to achieve the above object, the first invention of the present application, as explained with reference to FIG. The resulting slurry is pulverized to a low concentration of 60% by weight or less, and the resulting slurry is adjusted to a concentration of 5 to 30% by weight, and then passed through a flotation deashing/classifier together with a foaming agent or a foaming agent and a collection agent. 3, at the same time, air or gas is mixed in to separate and classify the fine deashed coal slurry, coarse deashed coal slurry and ash, and the fine deashed coal slurry is introduced into the concentrator 6 for dehydration. The obtained concentrated granular coal is introduced into a mixer 7 together with water or water and additives, and mixed so that the slurry concentration is 48 meshes or more and 1% by weight or less and 60% by weight or more. In addition, the second invention of the present application is such that raw coal is supplied to the wet pulverizer 1 together with water and pulverized at a low concentration of 60% by weight or less, and the obtained slurry is adjusted to a concentration of 5 to 30% by weight. After that, it is introduced into the flotation deashing/classifier 3 together with a foaming agent or a foaming agent and a collecting agent, and at the same time, air or gas is mixed in to separate it into fine deashed coal slurry, coarse deashed coal slurry, and ash. - After classifying and introducing the fine deashed coal slurry into the concentrator 6 and dehydrating it, the obtained concentrated fine coal slurry is introduced into the mixer 7 together with water or water and additives, and 48 mesh or more and 1% by weight or less, slurry concentration
The coarse demineralized coal slurry is mixed to a content of 60% by weight or more, and the coarse deashed coal slurry is circulated to the inlet of the wet pulverizer 1. In these methods, it is desirable to provide a classification net 5 in the middle part of the flotation deashing/classifier 3 and to take out the coarse deashed coal slurry from the middle part. The effect of decalcification on increasing the concentration of slurry is
The PH changes from acidic to neutral, making it possible to maximize the effects of additives, and the center potential of the slurry decreases, increasing the repulsive force between coal particles. All of these can promote the dispersion of coal particles in the slurry and reduce the viscosity. Figure 2 shows the relationship between the slurry concentration and slurry viscosity before and after deashing (ash content of raw coal 30% by weight, ash content of demineralized coal 12% by weight) regarding the deashing effect. As is clear from Figure 2, raw coal slurry with an ash content of 30% by weight,
Comparing demineralized coal slurry with an ash content of 12% by weight,
The slurry concentration at a viscosity of 10 poise can be improved by 1.5%. Hereinafter, the present invention will be explained in detail based on FIG. Raw coal and water are supplied to a wet pulverizer 1 such as a wet rod mill or a wet ball mill, and the coal is pulverized and slurried at the same time. At this time, the slurry is ground at a low concentration of 60% by weight or less. The obtained slurry is introduced into the adjustment tank 2, and water is added to adjust the slurry concentration to 5 to 50% by weight, preferably 10 to 30% by weight. Next, add a foaming agent to the prepared slurry,
Alternatively, a foaming agent and a scavenger are added, and the mixture is introduced into a deashing/classifying machine 3 such as a flotation machine, and minute air bubbles are generated using a stirring blade 4, etc., and the coal content is selectively attached to the air bubbles. The coal is floated and separated to obtain fine demineralized coal as froth. The coarse coal that has not completely adhered to the air bubbles falls to the bottom of the deashing/classifier 3 along with the ash, but is separated from the ash by the screen 5 installed at the bottom of the deashing/classifier 3, and the coarse coal is removed from the coarse particles. It is classified and separated as ash coal. The separated coarse demineralized coal is processed into a wet crusher 1.
The ash is circulated to the inlet of the deashing/classifier 3 and removed as a tail from the lower part of the deashing/classifier 3. The mesh size of the net 5 is 10~
200 meshes, preferably 16 to 100 meshes. The froth from the deashing/classifier 3 is concentrated to a moisture content of 40% by weight or less, preferably 30 to 15% by weight, by a concentrator 6 such as a belt filter or a filter press. The deashed coal that has been concentrated and dehydrated is sent to a stirring tank,
Water is introduced into a mixer 7 such as a kneader, and at the same time water,
Alternatively, water and additives (dispersants) are introduced and mixed and stirred to form a highly concentrated slurry of deashed coal with a slurry concentration of 48 meshes or more and 1% by weight or less, 200 meshes or less, 30-90% by weight, and a slurry concentration of 60% by weight or more. Manufacture. Water from the concentrator 6 is supplied to the adjustment tank 2 and reused as water for slurry adjustment. In addition, a water releasing agent may be added to the concentrator 6.
Further, a collecting agent may also be added to the adjustment tank 2 in some cases. The collecting agent is 0.01 to 1.0% by weight based on the coal, preferably 0.05 to 0.5% by weight, and the foaming agent is 0.005% by weight based on the coal.
-0.5% by weight, preferably 0.01-0.1% by weight, and the additive (dispersant) is added in an amount of 0.01-3% by weight, preferably 0.1-1.0% by weight based on the coal. The additives used in the present invention include anionic, cationic, and nonionic surfactants, used alone or in combination, and are appropriately selected depending on the type of coal. Specifically, anionic surfactants include fatty oil sulfate salts,
Higher alcohol sulfate salts, nonionic ether sulfate salts, olefin sulfate salts,
Alkylaryl sulfonate, dibasic acid ester sulfonate, dialkyl sulfosuccinate, acyl sarcosinate, alkylbenzene sulfonate, alkyl sulfate ester salt, polyoxyethylene alkyl (alkylphenol) sulfate ester salt, alkyl phosphate ester salt, dialkyl sulfosuccinate salt, acrylic acid or/
and maleic anhydride copolymers, polycyclic aromatic sulfonates, or formalin compounds, etc. As cationic surfactants, alkyl amine salts, quaternary amine salts, etc. are used, and nonionic surfactants Examples include polyoxyalkyl ether, polyoxyethylene alkyl phenol ether, oxyethylene/oxypropylene block polymer, polyoxyethylene alkylamine, sorbitan fatty acid ester, polyoxyethylene sorbitan fatty acid ester, alkyltrimethylammonium chloride, alkyldimethylbenzylammonium chloride. , alkylpyridinium salts, polyoxyethylene fatty acid esters, aliphatic alcohol polyoxyethylene ethers, alkylphenol polyoxyethylene ethers, polyhydric alcohol fatty acid esters, fatty acid ethanolamides, etc. As amphoteric surfactants, alkyl Betaine, etc. are used, and amine compounds such as 1,2,3 monoamines and diamines, higher alkyl amino acids, etc. are also used. In addition, as a collecting agent, kerosene, light oil, A heavy oil,
Heavy oil B, heavy oil C, xanthate, fatty acids, primary amines, etc. are used, and as foaming agents, pine oil, cresols, _C5 - _C8 alcohols, and other surfactants are used. [Example] Next, an example of the present invention will be described. Example 1 Test coal having the properties shown in Table 1 was milled in a wet ball mill so that the particle size was 48 mesh or more and 0.3% by weight and 200 mesh or less.
It was ground while supplying water to a concentration of 80% by weight. At this time, the slurry concentration was adjusted to 50% by weight. The feeding rate of the sample coal was 12 kg/H. 40.3 kg/h of water was supplied to the obtained slurry,
The slurry concentration was adjusted to 15% by weight. The resulting slurry was fed to a flotation machine at 73.3 Kg/H. At this time,
Heavy oil A was added at 10 g/h as a collecting agent, and pine oil was added at 5.4 g/h as a foaming agent. As flotation machine floss, slurry concentration is 30% by weight and ash content is 6% by weight.
33.3 kg of deashed coal was obtained. In addition, 3.5 kg of coarse demineralized coal was obtained with a slurry concentration of 15% by weight. The resulting fine deashed coal slurry was concentrated to a slurry concentration of 80% by weight using a vacuum filter and introduced into a stirring tank. Deashed coal 12.5Kg/H and water 1.8
Kg/H and mixed and stirred. Note that a nonionic dispersant was added at 70 g/H. the result,
14.3 kg of highly concentrated slurry with a slurry concentration of 70% by weight and an ash content of 6% by weight (based on dry charcoal) was obtained. At this time, the viscosity of the slurry was 750 cp (20°C).
The mesh size of the flotation machine was 32 meshes.

【表】【table】

〔発明の効果〕〔Effect of the invention〕

以上説明したように、本発明は、(a)低濃度スラ
リーを得るための湿式粉砕工程、(b)脱灰分級工
程、(c)濃縮工程、(d)混合工程からなり、(a)の工程
より、低濃度（低粘度）下において湿式粉砕する
ことにより、粉砕動力を低減することができ、(b)
の工程より、微粒脱灰石炭スラリー、粗粒脱灰石
炭スラリー、灰分に分級・分離することができ、
しかも、分級機能を脱灰・分級機に持たせている
ので、低濃度で、かつ、低コストで分級でき、灰
分と同伴して排出される粗粒石炭を、灰分と分級
除去できるので、石炭回収率が向上し、脱灰によ
り石炭中の不純物が除去され、スラリーを高濃度
化できるなどの優れた効果を有している。 As explained above, the present invention consists of (a) a wet pulverization step for obtaining a low concentration slurry, (b) a deashing and classification step, (c) a concentration step, and (d) a mixing step. By wet grinding at low concentration (low viscosity), the grinding power can be reduced, (b)
Through this process, it can be classified and separated into fine demineralized coal slurry, coarse demineralized coal slurry, and ash.
Moreover, since the deashing/classifying machine is equipped with a classification function, it can be classified at low concentrations and at low cost, and coarse coal discharged together with ash can be separated and removed from the coal. It has excellent effects such as improving the recovery rate, removing impurities in the coal through deashing, and making it possible to make the slurry highly concentrated.

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

第１図は本発明の高濃度スラリーの製造方法の
一例を示す工程説明図、第２図は原炭スラリーと
脱灰処理石炭スラリーのスラリー濃度と粘度の関
係を比較して示すグラフである。 １…湿式粉砕機、２…調整槽、３…脱灰・分級
機、４…撹拌羽根、５…網、６…濃縮機、７…混
合器。 FIG. 1 is a process explanatory diagram showing an example of the method for producing a high concentration slurry of the present invention, and FIG. 2 is a graph comparing and showing the relationship between slurry concentration and viscosity of raw coal slurry and deashed coal slurry. 1... Wet crusher, 2... Adjustment tank, 3... Deashing/classifier, 4... Stirring blade, 5... Net, 6... Concentrator, 7... Mixer.

Claims (1)

【特許請求の範囲】 １ 原料石炭を水とともに湿式粉砕機１に供給し
て60重量％以下の低濃度で粉砕し、得られたスラ
リーを５〜30重量％の濃度にスラリー調整した
後、起泡剤または起泡剤と捕収剤とともに浮選脱
灰・分級機３に導入すると同時に、空気またはガ
スを混入させて微粒脱灰石炭スラリー、粗粒脱灰
石炭スラリーおよび灰分に分離・分級し、微粒脱
灰石炭スラリーを濃縮機６に導入して脱水した
後、得られた濃縮微粒石炭を水または水と添加剤
とともに混合器７に導入し、48メツシユ以上１重
量％以下、スラリー濃度60重量％以上となるよう
に混合することを特徴とする高濃度スラリーの製
造方法。 ２ 浮選脱灰・分級機３内の中間部に分級用の網
５を設け、中間部から粗粒脱灰石炭スラリーを取
り出す特許請求の範囲第１項記載の高濃度スラリ
ーの製造方法。 ３ 原料石炭を水とともに湿式粉砕機１に供給し
て60重量％以下の低濃度で粉砕し、得られたスラ
リーを５〜30重量％の濃度にスラリー調整した
後、起泡剤または起泡剤と捕収剤とともに浮選脱
灰・分級機３に導入すると同時に、空気またはガ
スを混入させて微粒脱灰石炭スラリー、粗粒脱灰
石炭スラリーおよび灰分に分離・分級し、微粒脱
灰石炭スラリーを濃縮機６に導入して脱水した
後、得られた濃縮微粒石炭を水または水と添加剤
とともに混合器７に導入し、48メツシユ以上１重
量％以下、スラリー濃度60重量％以上となるよう
に混合し、一方、前記粗粒脱灰石炭スラリーを湿
式粉砕機１入口に循環することを特徴とする高濃
度スラリーの製造方法。 ４ 浮選脱灰・分級機３内の中間部に分級用の網
５を設け、中間部から粗粒脱灰石炭スラリーを取
り出す特許請求の範囲第３項記載の高濃度スラリ
ーの製造方法。[Scope of Claims] 1 Raw coal is supplied to a wet pulverizer 1 together with water and pulverized to a low concentration of 60% by weight or less, and the resulting slurry is adjusted to a concentration of 5 to 30% by weight, and then It is introduced into the flotation deashing/classifier 3 together with a foaming agent or a foaming agent and a collecting agent, and at the same time, air or gas is mixed in to separate and classify it into fine deashed coal slurry, coarse deashed coal slurry, and ash. After the fine deashed coal slurry is introduced into the concentrator 6 and dehydrated, the obtained concentrated fine coal is introduced into the mixer 7 together with water or water and additives, and the slurry concentration is 48 mesh or more and 1% by weight or less, and the slurry concentration is 60. 1. A method for producing a highly concentrated slurry, which comprises mixing the slurry in such a manner that the concentration is at least % by weight. 2. The method for producing a highly concentrated slurry according to claim 1, wherein a classification net 5 is provided in the middle part of the flotation deashing/classifying machine 3, and the coarse deashed coal slurry is taken out from the middle part. 3 Raw coal is supplied to the wet pulverizer 1 along with water and pulverized to a low concentration of 60% by weight or less, and the resulting slurry is adjusted to a concentration of 5 to 30% by weight, and then a foaming agent or foaming agent is added. At the same time, air or gas is mixed into the flotation deashing/classifier 3 to separate and classify fine deashed coal slurry, coarse deashed coal slurry, and ash, and fine deashed coal slurry is produced. After introducing the coal into a concentrator 6 and dewatering it, the obtained concentrated granule coal is introduced into a mixer 7 together with water or water and additives so that the slurry concentration is 48 mesh or more and 1% by weight or less and a slurry concentration of 60% by weight or more. A method for producing a highly concentrated slurry, characterized in that the coarse demineralized coal slurry is mixed into an inlet of a wet pulverizer 1. 4. The method for producing a highly concentrated slurry according to claim 3, wherein a classification net 5 is provided in the middle part of the flotation deashing/classifier 3, and the coarse deashed coal slurry is taken out from the middle part.